Beneficiamento i - Geovane Braga

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Be ne fic ia me nto i - Ge ova ne Bra ga - slide pdf.c om

Apostila de Beneficiamento I

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Apostila de Beneficiamento I Apresentação Este material possui caráter introdutório para a disciplina de Beneficiamento I do Centro de Ensino Técnico São Carlos. A apostila foi elaborada com o objetivo de fornecer aos alunos um material acessível. O material deve ser complementado com as notas de aula e exercícios propostos a parte.

Autor:

Geovane Paulo Braga Engenheiro de Minas – UFMG

Centro de Ensino Técnico São Carlos – Itabirito - 2010

CETESC – Técnico em Mineração http://slide pdf.c om/re a de r/full/be ne fic ia me nto-i-ge ova ne -bra ga

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SUMÁRIO 1 – INTRODUÇÃO AO TRATAMENTO DOS MINERAIS ......................................... 4 1.1 – Definições e conceitos básicos ................................................................................ 4 1.2 – Tratamento ou Beneficiamento dos Minerais.......................................................... 8 1.3 – Balanço de Materiais ............................................................................................. 18 2 – CARACTERIZAÇÃO TECNOLÓGICA DE MINÉRIOS...................................... 21 2.1 – Introdução............................................................................................................. 21 2.2 – Granulometria ....................................................................................................... 21 3 – LIBERAÇÃO ........................................................................................................... 36 3.1 – Conceito................................................................................................................. 36 3.2 – Correlação da liberação com cominuição e concentração ..................................... 36 3.3 – Tipos de liberação.................................................................................................. 36 3.4 – Grau de liberação (GL) .......................................................................................... 38 3.5 – Comportamento das partículas na concentração ................................................... 39 3.6 – Estudo das partículas mistas .................................................................................. 40 4 – COMINUIÇÃO ........................................................................................................ 41 4.1 – Conceito................................................................................................................. 41 4.2 – Divisão (Etapas) .................................................................................................... 41 4.3 – Problemas dos finos ............................................................................................... 41 4.4 – Empolamento ......................................................................................................... 42 4.5 – Mecanismos de fragmentação dos minerais .......................................................... 42 5 – BRITAGEM ............................................................................................................. 43 5.1 – Conceito................................................................................................................. 43 5.2 – Divisão (Etapas) .................................................................................................... 43 5.3 – Tipos de britadores ................................................................................................ 44 5.4 granulométricas dos britadores.................................................................. 58 – Curvas 5.5 – Circuitos de britagem ............................................................................................ 59 6 – MOAGEM ................................................................................................................ 61 6.1 – Conceito................................................................................................................. 61 6.2 – Objetivos................................................................................................................ 61 6.3 – Divisão................................................................................................................... 61 6.4 – Processos de Moagem ........................................................................................... 62 6.5 – Moinhos rotativos ou cilíndricos ........................................................................... 63 6.6 – Energia de fragmentação ..................................................................................... 78 7 – REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS ..................................................................... 80


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1 – INTRODUÇÃO AO TRATAMENTO DOS MINERAIS 1.1 – Definições e conceitos básicos Objetivando uma melhor compreensão dos fundamentos teóricos e práticos do Tratamento, faz se necessária a introdução de alguns conceitos. É importante ressaltar que os termos Beneficiamento, Tratamento e Processamento são equivalentes. Tratamento ou Beneficiamento de minérios consiste de operações – aplicadas aos bens minerais – visando modificar a granulometria, a concentração relativa das espécies minerais presentes ou a forma, sem contudo modificar a identidade química ou física dos minerais. Há, no entanto, autores que defendem um conceito mais amplo para o tratamento, como sendo um processamento no qual os minerais podem sofrer até alterações de ordem química, resultantes de simples decomposição térmica ou mesmo de reações típicas geradas pela presença do calor. A aglomeração (sinterização e pelotização) de minérios finos, ustulação e calcinação são consideradas, dentro desse conceito, como tratamento de minérios; preferimos considerá-las como sendo operações pirometalúrgicas. Mineral é todo corpo inorgânico de composição química e de propriedades físicas definidas, encontrado na crosta terrestre. Minério é toda rocha constituída de um mineral ou agregado de minerais contendo um ou mais minerais valiosos, possíveis de serem aproveitados economicamente. Esses minerais valiosos, aproveitáveis como bens úteis, são chamados de minerais-minério. O mineral ou conjunto de minerais não aproveitados de um minério é denominado ganga. As operações de concentração – separação seletiva de minerais – baseiam-se nas diferenças de propriedades entre o mineral-minério (o mineral de interesse) e os minerais de ganga. Entre estas propriedades se destacam: peso específico (ou densidade), suscetibilidade magnética, condutividade elétrica, propriedades de química de superfície, cor, radioatividade, forma etc. Em muitos casos, também se requer a separação seletiva entre dois ou mais minerais de interesse. Para um minério ser concentrado, é necessário que os minerais estejam fisicamente liberados. Isto implica que 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, britagem e/ou moagem – , que pode variar de centímetros até micrometros. Como as operações de redução de tamanho são caras (consumo de energia, meio moedor, revestimento etc.), deve-se fragmentar só o estritamente necessário para a operação seguinte. Para evitar uma cominuição excessiva, faz-se uso de operações de separação por tamanho ou classificação (peneiramento, ciclonagem etc.), nos circuitos de cominuição. Uma vez que o minério foi submetido à redução de tamanho, promovendo a liberação adequada dos seus minerais, estes podem ser submetidos à operação de separação das espécies minerais, obtendo-se, nos procedimentos mais simples, um concentrado e um rejeito. O termo concentração significa, geralmente, remover a maior parte da ganga, presente em grande no minério. purificação, por sua vez, emem remover do minério (ouproporção pré-concentrado) os A minerais contaminantes queconsiste ocorrem pequena proporção. CETESC – Técnico em Mineração http://slide pdf.c om/re a de r/full/be ne fic ia me nto-i-ge ova ne -bra ga

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Na maioria das vezes, as operações de concentração são realizadas a úmido. Antes de se ter um produto para ser transportado, ou mesmo adequado para a indústria química ou para a obtenção do metal por métodos hidro-pirometalúrgicos (áreas da Metalurgia Extrativa), é necessário eliminar parte da água do concentrado. Estas operações compreendem desaguamento (espessamento e filtragem) e secagem e, geralmente, na ordem citada. Em um fluxograma típico de tratamento de minérios (Figura 1.1), as operações unitárias são assim classificadas: cominuição: britagem e moagem; peneiramento (separação por tamanhos) e classificação (ciclonagem, classificador espiral); concentração gravítica, magnética, eletrostática, concentração por flotação etc. desaguamento: espessamento e filtragem; secagem: secador rotativo, spray dryer, secador de leito fluidizado; disposição de rejeito. A Figura 1.3 mostra, como exemplo real de beneficiamento, um fluxograma de usina de minério de ferro.


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Figura 1.1 – Fluxograma típico de tratamento de minério.

1.1.1 – Mineral É uma substância sólida, natural, inorgânica, que possui composição química definida e arranjo atômico ordenado. Ex.: Quartzo (SiO2), Hematita (Fe2O3), etc. É importante esclarecer que o carvão mineral encontrado na crosta terrestre não é um mineral (apesar da denominação carvão mineral), pois essa substância é de origem orgânica. Da mesma forma, os rubis sintéticos não se enquadram no conceito pelo fato de serem produtos artificiais.


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1.1.2 – Mineral-minério É a espécie mineral da qual se pode extrair, economicamente, uma ou mais substâncias úteis, sejam metais, elementos ou compostos químicos. Ex.: Blenda ou esfalerita: (ZnS) - da qual se extrai economicamente zinco; (Fe2O ) - qual Hematita:(PbS) da qual se extrai economicamente o ferro; Galena: - 3da se extrai economicamente o chumbo; Apatita: (PO4)3Ca5F - da qual se extrai economicamente o P2O5.

1.1.3 – Ganga São os minerais inúteis ou de valor secundário, que ocorrem associados ao mineralminério. As gangas podem ser metálicas ou não metálicas. Considerando a associação mineral: ouro, pirita e quartzo. Para fixação dos conceitos, tem-se: Ouro: mineral-minério (elemento nativo); Pirita: ganga metálica (FeS2);(SiO ). Quartzo: ganga não metálica 2

1.1.4 – Minério É a associação de mineral-minério e ganga, da qual podemos extrair economicamente, pelos processos tecnológicos atuais, uma ou mais de uma substância útil, sejam metais (minérios metálicos), sejam elementos ou compostos químicos (minérios não metálicos ou minérios químicos). Viu-se que o conceito de minério é bastante amplo, dependendo da técnica, lugar e fator econômico. A evolução da tecnologia pode levar uma associação mineral a ser considerada minério, embora antes não o fosse. Existe até uma célebre frase americana que diz: "O minério não existe, o homem é quem o faz". Evidentemente, criando condições tecnológicas e econômicas para isso.

1.1.5 – Mineral industrial É o mineral utilizado tal como se encontra na natureza (não se extrai do mesmo nenhuma substância útil).

Ex.: Quartzo indústria ótica e eletrônica); Topázio(utilizado (utilizadona como gema); Asbesto (utilizado como isolante térmico).


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1.2 – Tratamento ou Beneficiamento dos Minerais 1.2.1 – Conceito É o processamento dos minerais brutos, para obtenção de produtos de diferentes valores, sem alterar a identidade física e química dos mesmos. Compreende aquelas operações que se aplicam aos bens minerais para modificar as suas condições de composição ou de forma, exigidas ou convenientes ao seu uso ou aplicações.

É oportuno salientar que o beneficiamento se diferencia, por exemplo, dos processamentos hidrometalúrgicos (em que se tem tratamentos químicos para se conseguir produtos aptos à metalurgia, como é o caso da produção de alumina a partir das bauxitas impuras) ou mesmo dos processamentos pirometalúrgicos (que tratam minérios brutos: pelotização, calcinação, sinterização, etc.).

1.2.2 – Tipos de beneficiamento Beneficiamento necessário: quando o minério não pode ser aproveitado tal



como se encontra; Beneficiamento conveniente: quando o minério beneficiado apresenta um maior lucro.



1.2.3 – Âmbito (Campo de ação) do beneficiamento Eliminação das espécies químicas não desejáveis, obtendo-se um produto mais



rico denominado concentrado,

Eliminação das partículas de tamanho inconveniente, obtendo-se um produto



mais selecionado. 1.2.4 – Estágios do beneficiamento a) Sob o ponto de vista físico: Redução de tamanho; Separação das partículas de características físicas diferentes. 



b) Sob o ponto de vista químico: Liberação das partículas de diferentes composições químicas; Separação das partículas de diferentes composições químicas. 



Obs.: Liberar: desunir, tornar livres os minerais de uma associação mineral. Separar: isolar, afastar uma espécie mineral de outra. Para se conseguir a liberação, tem que haver fragmentação ou cominuição (redução de tamanho) da associação mineral (exceto para os casos em que ocorre liberação natural minerais de aluvião, por exemplo). Para se conseguir a separação das espécies minerais, necessita-se liberar esses minerais.


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1.2.5 – Problema geral do beneficiamento É o de separar as partículas minerais de um minério em função da espécie. Separa as espécies minerais úteis (minerais-minério) das espécies minerais inúteis (ganga). Considerando associação mineral constituída de espécies minerais úteis e inúteis (ganga), sendouma submetida ao beneficiamento (operações de fragmentação e separação), tem-se: Solução ideal: Concentrado ideal - produto constituído somente de partículas úteis; Rejeito ideal- produto constituído somente de partículas inúteis (ganga).  

Solução real: Concentrado real - produto constituído predominantemente de partículas úteis (partículas úteis contaminadas com partículas de ganga); 

realde-ganga produto de partículas de ganga Rejeito (partículas comconstituído presença depredominantemente úteis);



Às vezes obtém-se um produto de valor intermediário: misto ou médio.



1.2.6 – Propriedades dos minerais utilizadas no beneficiamento a) Propriedades físicas Cor e brilho: cata ou catação manual, seleção automática; Densidade: concentração gravimétrica ou gravítica; Susceptibilidade magnética: concentração magnética; Condutividade elétrica: concentração eletrostática; Tamanho, forma, densidade: peneiramento, classificação.     

b) Propriedades físico-químicas de superfície Tensão superficial: flotação; Molhabilidade: flotação; Adsorção: flotação.   

É necessário haver, entre as espécies minerais de uma associação mineral, uma propriedade diferenciadora, para ocorrer a separação das mesmas.

1.2.7 – Operações unitárias (ou fases operatórias) do beneficiamento 1.2.7.1 – Cominuição ou Fragmentação Visa à redução de tamanho da associação mineral. Divide-se em Britagem e Moagem. Britagem: é a 1ª etapa de redução de tamanho. É aplicada ao material mais



grosseiro e realizada a seco. Aparelhos: britadores. Produto: britado.



a

é a 2 etapa reduçãoa úmido de tamanho. aplicada- para materiais mais Moagem: [mos e realizada quasedesempre (polpaÉaquosa minério + água) e, excepcionalmente a seco, quando o material beneficiado não pode ser molhado.


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Aparelhos: moinhos. Produto: moído.

1.2.7.2 – Graduação (Classificação por tamanho) Visa à separação das partículas minerais por ordem de tamanho. É realizada por peneiramento industrial ou por classificação. Peneiramento Industrial: separa as partículas por ordem de tamanho. Baseia-se



no princípio de que as partículas com diâmetro maior que a abertura de uma peneira (por exemplo), nela ficam retidas, e as partículas de diâmetro menor que a abertura da peneira, a atravessam.

Aparelhos: peneiras, grelhas, crivos, etc. Produtos: Oversize (retido); Undersize (passante). Classificação: separa as partículas por ordem de tamanho, forma e densidade.



Baseia-se no princípio de que as partículas de diferentes diâmetros e forma possuem diferentes velocidades de sedimentação em um meio fluido. Aparelhos: classificadores Produtos: Overflow (transbordado); Underflow (afundado).

1.2.7.3 – Concentração Visa ao aumento relativo dos minerais valiosos (e não ao aumento da quantidade), através da eliminação dos minerais inúteis, baseando-se na diferença de propriedades físicas ou físico químicas de superfície entre as espécies minerais a serem separadas. Aparelhos: concentradores. Produtos: Concentrado - produto de maior valor; Rejeito - produto inútil. Às vezes obtemos um produto de valor intermediário: misto ("middling").

1.2.7.4 – Desaguamento (ou separação sólido-líquido) Visa à eliminação da águaespessamento, que acompanha o material sólido, para obtenção de um produto seco. Compreende: filtragem (ou filtração) e secagem. Espessamento: é a 13 etapa da eliminação da água. Consegue-se uma eliminação



grosseira da água (como se fosse uma decantação). Aparelhos: tanques especiais denominados espessadores. Produtos: Overflow (transbordado); Underflow (afundado).

Filtragem: é a 23 etapa de eliminação de água. O produto ainda contém 7 a 20%



de água.

Aparelhos: filtros. Produtos: filtrado; CETESC – Técnico em Mineração http://slide pdf.c om/re a de r/full/be ne fic ia me nto-i-ge ova ne -bra ga

.

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Bolo ou torta ("cake"). Secagem: é a última etapa de eliminação de água. O produto ainda contém 1 a



5% de água. Aparelhos: fomos secadores.

Produto: produtodeseco. Em se tratando minérios, a etapa de secagem já marca uma transição entre o Beneficiamento e a Metalurgia.

1.2.7.5 – Operações auxiliares São operações complementares às do beneficiamento. Tem-se: Armazenamento, Transporte, Amostragem, Pesagem, Condicionamento, etc. O armazenamento é feito em silos e proporciona uma reserva de material para possíveis paradas na lavra, no transporte, no peneiramento, na moagem, etc. O transporte utiliza desde caminhões, até correias transportadoras, bombas (para polpas), etc. A amostragem e pesagem são necessárias para fins de controle, como verificação do andamento dos processos (concentração, por exemplo). O condicionamento possibilita a introdução de reagentes adequados (nos condicionadores) para auxiliar na flotação dos minerais.

1.2.8 – Justificativas econômicas do beneficiamento A finalidade primordial do beneficiamento é a obtenção do lucro através de: Economia com transporte (frete): com a eliminação dos produtos menos



valiosos ou indesejáveis, transporta-se somente aquele de maior valor.

Redução das despesas metalúrgicas: grande parte das impurezas são eliminadas



pelo beneficiamento, havendo pois, uma economia de combustível, de fundentes, de energia elétrica, etc., na obtenção do metal.



Menores(produto perdas deconstituído metal nas de escórias: na produção do metal, há a produçãoEssa de escória impurezas eliminadas pela metalurgia). escória sempre possui uma certa porcentagem de metal. Evidentemente, se há menos impurezas a eliminar, há um menor volume de escória no processamento metalúrgico e, portanto, menor perda de metal.

1.2.9 – Terminologia do beneficiamento a) Usina (planta ou engenho ) É qualquer instalação que se destina ao beneficiamento. Em outras palavras, é a instalação que se destina ao beneficiamento dos minerais.


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b)

Fluxograma

É uma representação esquemática que indica a seqüência das operações a que se submete o minério ou associação mineral na usina, bem como os aparelhos utilizados. O fluxograma pode ser qualitativo (simplificado) ou quantitativo (detalhado). Fluxograma qualitativo (simplificado): quando o fluxograma representa a seqüência



das operações e os aparelhos, sem especificação do número, bem como da capacidade desses. Ex.:

Figura 1.2a. Representação esquemática de um fluxograma qualitativo (simplificado). Fluxograma quantitativo (detalhado): quando, além da seqüência das operações e



dos aparelhos, há referência à capacidade e número desses, bem como outros detalhes. Ex.:

Figura 1.2b. Representação esquemática de um fluxograma quantitativo (detalhado).

Figura 1.3. Fluxograma de uma mina de minério de ferro. CETESC – Técnico em Mineração http://slide pdf.c om/re a de r/full/be ne fic ia me nto-i-ge ova ne -bra ga

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c) Circuito É o caminho seguido pelo material dentro da usina. Pode ser aberto ou fechado. Circuito Aberto: quando o material não é retratado, isto é, quando o material não



sofre repetição de tratamento. Esse circuito é usado quando não há necessidade de um controle rigoroso da faixa granulo métrica do produto.

Figura 1.4. Representação esquemática de um circuito aberto. Circuito fechado: quando apenas parte do material sofre repetição de tratamento, ou



seja, recircula. O material que recircula é denominado carga circulante. Esse circuito é usado quando há um controle rigoroso da faixa granulo métrica do produto.

Ex.: Circuito fechado: britador/peneira

AB – alimentação do britador NA – nova alimentação PB – produto do britador AP – alimentação da peneira OS – oversize US – undersize CC – carga circulante

Figura 1.5 – Representação britagem/peneiramento

esquemática

de

um

circuito

fechado

de

Nesse circuito tem-se: AB = NA + OS = PB; Relação 1 AP = US + OS = PB; Relação 2 Relação 1 = Relação 2 NAnova + OS = US + OSdo; NA = USé igual ao produto efetivo da peneira (undersize). A alimentação britador


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d) Alimentação É a quantidade de material que uma usina ou um determinado aparelho recebe para tratar. Tipos de alimentação:



Alimentação (Run ofda mine ou Runpara of quarry - ROQ): material bruto que vemglobal diretamente mina- ROM ou pedreira ser tratado na usina.

Alimentação regulada: quando o material que chega ao aparelho possui



velocidade de fluxo constante.

Alimentação não regulada: quando a velocidade é intermitente.



Alimentação afogada: quando o material que chega ao aparelho vem em



quantidade maior que a capacidade do mesmo, havendo sobra de material.

Alimentação escalpelada: quando o material que chega ao aparelho passa antes



por uma classificação, não contendo partículas abaixo de uma granulometria especificada.

e) Teor Refere-se ao conteúdo de um material útil em um determinado produto, sendo geralmente expresso em % em peso. Define-se como teor a massa de um elemento ou substância pura, referido à massa total em consideração. É determinado em laboratório químico. Ex.: Alimentação com 1 % de Cu; Concentrado com 36% de Cu. Formas de se expressar o teor de minérios:

• Porcentagem do metal existente no minério: para metais comuns. Ex.: Minérios de Fe, Mg, Zn, Pb, Sn, Ni, Cu, Hg. • Porcentagem de óxido de metal existente no minério: para alguns metais comuns. Ex.: Minério de alumínio ( % de Al2O3); Minério de tungstênio (% de WO3). • Gramas de metal por tonelada de minério: para metais preciosos. Ex.: Minério de ouro (8 g/t); Minério de prata (150 g/t). • Miligramas do metal por tonelada de minério: para metais raros. Ex.: Minério de urânio (300 mg/t).

Cálculo do teor de minérios em função da densidade. É comum não haver um laboratório químico disponível. Pode-se então, com uma

pequena em margem de calculando-se erro, determinar a densidade picnométrica (densidade aparente) do minério questão, a seguir o seu teor.


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Calculada a % de mineral-minério no minério, calcula-se a seguir o conteúdo de material útil (teor) desse minério.


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Ex.: Determinar a densidade picnométrica e o teor de um romeno de ferro constituído basicamente de hematita (Fe203) e quartzo (Si0 2). As pesagens obtidas foram: Pl = 36,99 g; P2 = 43,83 g; P3 = 92,05 g e P4 = 86,88 g. DADOS: Densidades: Hematita = 5,011, Quartzo = 2,65; Pesos Atômicos: Fé = 55,84, O = 16,0.

f) Beneficiamento a seco e a úmido Em beneficiamento, trabalha-se com sólidos particulados, ou seja, compostos de partículas. Esses sólidos podem ser manipulados a seco ou a úmido. Beneficiamento a seco: quando o sólido for manipulado com a umidade natural



com que se apresenta, sem que se adicione qualquer quantidade de água. Operação a seco não significa, portanto, que o material tenha sido secado.

Beneficiamento a úmido: quando forem adicionados ao sólido, quantidades



substanciais de água, formando uma mistura chamada polpa.

g) Umidade Umidade base seca: É a quantidade de água presente no sólido dividida pela massa do sólido (seca). É a referência normalmente utilizada em Beneficiamento. Sempre que se fizer referência à umidade, está se falando da umidade base seca, salvo menção ao contrário. 

Umidade = Múmida - Mseca x 100

Mseca Umidade base úmida: é a quantidade de água presente no sólido dividida pela



massa do sólido (úmida).


Múmida


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h) Porcentagem de sólidos É a massa de sólidos (seca) dividida pela massa de polpa (massa de sólidos + massa de água). Sempre que se fizer referência à porcentagem de sólidos, está se falando da porcentagem de sólidos em peso, salvo menção expressa em contrário. %Sólidos =

MSólido x 100 MSólidos + M Agua

A porcentagem de sólidos também pode se calculada pela expressão: %Sólidos = ds . (dp – da) x 100

dp . (ds – da)

ds = densidade dos sólidos; dp = densidade da polpa; da = densidade da água.

i) Densidades Densidade é a relação massa/volume de um corpo. O conceito de densidade tem que considerar se se trata de uma partícula individual ou de um conjunto de partículas. No conjunto de partículas, há o volume de vazios entre uma partícula e outra, de modo que é necessário distinguir: densidade real, que é a densidade real ou relativa das partículas individuais. Na prática, é a massa das partículas dividida pelo volume total; 

densidade aparente, que considera o volume das partículas mais o volume dos



vazios.

Formulário sobre polpas: A polpa é uma mistura de sólido e líquido, sendo esse léquido frequentemente a água. Polpa = Sólido + Água

Mpolpa = Msólido + Mágua dsólidos = Msólidos / Vsólidos

; ;

Vpolpa = Vsólido + Vágua dsólidos = Msólidos / Vsólidos

%Sólidos em massa (fração ponderal) – Fp %Sólidos = MSólido x 100

MSólidos + M Agua

%Sólidos = ds . (dp – da) x 100 dp . (ds – da) %Sólidos em volume (fração volumétrica) – Fv Fv = Vsólido / Vpolpa


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%Sólidos = (dp – da) x 100 (ds – da) Umidade = Múmida - Mseca x 100

(base seca)


(base úmida)

Mseca

Múmida

Diluição = D = (Mágua / Msólido) Vp = Volume de polpa

Concentração massa por volume: Cm/v = Msólido / V polpa

1.3 – Balanço de Materiais 1.3.1 – Introdução O conceito mais importante do tratamento de Minérios e também a ferramenta mais utilizada pelo profissional do tratamento de minérios é o balanço. Ele consiste em nada mais nada menos que aplicação pura e simples da lei de Lavoisier: todas as massas que entram numa operação de tratamento tem que sair em seus produtos – não há geração, nem consumo de massa no tratamento de Minérios. A análise de uma operação em tratamento de minérios de forma isolada, ou em conjunto, leva em consideração, normalmente, a quantificação de um ou mais parâmetros como: teor de elemento químico ou mineralógico, quantidade de água, quantidade de sólido. Essa análise leva em consideração o principio: Entrada = Saída No caso mais real essa equação é normalmente melhor representada por: Entrada = Saída + Erro de Fechamento Uma operação de concentração, por exemplo, envolve a separação de constituinte(s) de interesse econômico dos demais. É portanto uma separação por espécie que pode resultar, de forma simplificada, em dois produtos: concentrado e rejeito. O primeiro produto contém, idealmente, somente a(s) espécie(s) útil(eis) enquanto que o rejeito a(s) não útil(eis). A figura 1.6 mostra uma separação envolvendo duas espécies.


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Figura 1.6 – Separação entre duas espécies (concentração) Deve-se observar que nessa separação: o concentrado contém apenas o elemento útil, o rejeito contém somente o elemento não útil; a quantidade relativa do elemento útil (teor) no concentrado é maior que na alimentação; a recuperação, ou seja a relação entre a quantidade em massa de elemento útil presente no concentrado e aquela presente na alimentação, é igual a 100%. Observe-se que nos casos reais a complexidade é bem maior. Os valores máximos de teor no concentrado e de recuperação, acima obtidos o elemento útil, não são alcançados. Considerando-se ainda esse exemplo pode-separa definir algumas relações: A=C+E Aa = Cc + Ee R = Cc / Aa ou

R = (c(a – e)) / (a(c – e))

Rc = A / C Y = C / A = (a – e)/(c – e) Re = c / a Onde: A = massa da alimentação; C = massa do concentrado; E = massa do rejeito; a = teor de uma espécie i na alimentação; c = teor de uma espécie i no concentrado; e = teor de uma espécie i no rejeito; CETESC – Técnico em Mineração http://slide pdf.c om/re a de r/full/be ne fic ia me nto-i-ge ova ne -bra ga

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R = recuperação da espécie i Rc = razão de concentração Y = recuperação mássica ou rendimento mássico Re = razão de enriquecimento.

Índice de seletividade

Eficiência de separação


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2 – CARACTERIZAÇÃO TECNOLÓGICA DE MINÉRIOS 2.1 – Introdução A caracterização tecnológica envolve todos os trabalhos e estudos desenvolvidos para o conhecimento das principais propriedades de um material de tal forma que se possa: avaliar a possibilidade de aplicações industriais do material; estabelecer uma seqüência lógica de operações visando ao processamento industrial do material.  

A caracterização tecnológica abrange: caracterização mineralógica: envolve a determinação qualitativa e quantitativa



dos constituintes minerais da amostra (não será objeto de nosso estudo);

granulometria: envolve o conhecimento prévio da distribuição de tamanho das



partículas a serem processadas;

liberação: verifica a condição de liberdade mútua entre os minerais presentes



(úteis e não úteis) num dado sistema mineral.

2.2 – Granulometria Antes de entrar desenvolvimento esclarecer o quepropriamente se entende pornogrão e partícula. desse assunto, será necessário Grão: corresponde à espécie mineral da forma como ocorre naturalmente em



uma associação mineral. Partícula: é cada um dos fragmentos que se obtém quando se submete uma associação mineral à fragmentação.



Para fixação de conceitos, considera-se uma associação mineral constituída de duas espécies minerais, A e B, ocorrendo naturalmente, da seguinte forma:


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Submetendo-se essa associação mineral à fragmentação e supondo-se apenas um plano de fratura, teremos:

Figura 2.1. Representação esquemática de partículas. 2.2.1 – Conceito de granulometria 

Etimologicamente significa medida dos grãos; Na prática é o conhecimento da distribuição de tamanho das partículas.



2.2.2 – Correlação de granulometria com as fases operatórias • Com a Cominuição

Isto é evidente porque, com a cominuição, está-se reduzindo o tamanho dos fragmentos iniciais até que se consiga obter uma boa liberação da espécie mineral mais valiosa, que compõe o agregado mineral. É evidentedesnecessário que, ao cominuir, consome-se energia, devendo-se, portanto, consumo dessa energia. Para isso, utiliza-se da análise granulo evitar métricao para verificar se houve uma boa liberação.

Quanto mais fino for o produto da cominuiçao, maior será o consumo de energia e, conseqüentemente, maiores serão os gastos. • Com a Concentração

Viu-se que a concentração visa ao aumento da proporção do mineral valioso em um determinado produto, evidentemente conseguida através da eliminação das espécies indesejáveis ou mesmo, menos valiosas. Mas, para que isso seja possível, é necessário a cominuição (britagem e moagem) desse agregado mineral, de modo a se conseguir uma boa liberação das espécies minerais componentes. Por outro lado, sabe-se que os finos sempre acarretam maiores perdas na concentração e que a capacidade de um aparelho concentrador é maior quando as partículas alimentadas são maiores. Através de uma análise granulo métrica, pode-se verificar se as partículas se encontram no tamanho adequado a uma boa concentração. • Com o Desaguamento

Quanto mais fino for o material, mais difícil será o desaguamento. CETESC – Técnico em Mineração http://slide pdf.c om/re a de r/full/be ne fic ia me nto-i-ge ova ne -bra ga

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• A granulometria correlaciona-se também com o mercado Sempre existem especificações granulo métricas do mercado, de acordo com o produto que se quer comercializar e também de acordo com o fim a que se destina. Exemplo: especificações granulo métricas para o minério de ferro: Pellet ore: < partículas < 2"; < 1/4"; Sinter feed:1/4" 0,105 mm < partículas Pellet feed: partículas < 0,105 mm. Diâmetro médio de uma partícula



Considere-se uma partícula de forma prismática, onde: a - comprimento b - largura c - espessura

Figura 2.2. Partícula de forma prismática. O diâmetro médio da partícula será a média aritmética das suas dimensões, ou seja: dm = a+b+c 3

O que se verifica, na prática, é que as partículas minerais dificilmente apresentam formas regulares. Considere-se uma partícula de forma irregular, onde:

a - comprimento (a maior das dimensões); b - largura (dimensão intermediária); c - espessura (a menor das dimensões). Figura 2.3. Partícula de forma irregular. O diâmetro médio da partícula será a média aritmética das suas dimensões, ou seja: dm = a+b+c 3

• Fator forma de uma partícula

O fator forma (h) de uma partícula de forma irregular é definido por uma das seguintes relações:


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h = a ou h = b

b

c h < 2, a partícula tem tendência a uma forma cúbica; h > 3, a partícula tem tendência a uma forma lamelar (placas); 2 < h < 3, a partícula tem tendência a uma forma intermediária.

Se:

O fator forma (h)

é mais precisamente definido pela razão do volume para o diâmetro da partícula ao cubo ou a razão da área de superfície para o diâmetro ao quadrado da partícula, ou seja: h = V/d³ ou h = S/d²

2.2.4 – Tamanho das partículas A determinação exata das dimensões das partículas minerais (geralmente de forma irregular) é muito difícil, mesmo se tratando de grandes fragmentos, pois se teria de considerar o seu fator forma. Por isso, o tamanho das partículas é definido, utilizando-se um critério que seja mais adequado. Dois são os critérios mais utilizados para a definição de tamanho das partículas em tratamento de minérios: Passagem/retenção em abertura geométrica: a definição de maior e menor passa



a ser condição de passar ou não por uma abertura geométrica;



Comportamento fluido (águadistinto ou ar):que a definição maior ou menora passa a ser dada em pelomeio comportamento diversas de partículas passam ter num meio fluido, em função de seu tamanho e em presença de combinação de forças naturais e/ou introduzidas no sistema.

2.2.5 – Análise granulométrica É o conhecimento da distribuição de um conjunto heterogêneo de partículas. A análise granulométrica é uma ferramenta importante que fornece informações para: caracterização tecnológica de minérios; controle de qualidade de um produto para comercialização, seleção de equipamentos ou processos de beneficiamento de minérios.   

2.2.5.1 – Métodos de análise granulométrica (tabela 2.1) Vários métodos foram desenvolvidos baseados, quase sempre, na similaridade geométrica ou hidrodinâmicas das partículas minerais. A tabela mostrada a seguir apresenta os principais métodos utilizados para análise granulo métrica e as faixas de tamanho aplicáveis a cada um deles. Observa-se nesse caso que métodos aplicáveis a uma mesma faixa granulo métrica podem não fornecer resultados muito próximos.


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Tabela 2.1. Métodos de análise granulométrica. Método Peneiramento Sub-Peneiramento Microscopia Ótica Centrifugação Sedimentação (gravitacional) Microscopia Eletrônica

Faixa de aplicação (f.Lm) 100.000 ~ 37 75 -10 50 - 0,25 40-5 40-1 1- 0,005

A análise granulométrica por peneiramento é o método mais antigo e bastante utilizado na prática laboratorial, conforme visto na tabela, para uma ampla faixa de tamanhos; e somente esse método será objeto de estudo. Nesse curso, sempre que se fizer referência à análise granulo métrica, está se falando da análise granulométrica por peneiramento, salvo menção em contrário.

2.5.2 – Análise granulométrica por peneiramento Consiste em fornecer a distribuição de tamanhos de um dado conjunto de partículas por referência a uma série de aberturas conhecidas e padronizadas (escala granulométrica), que deixam passar ou retêm determinadas classes de tamanhos. Equipamentos de peneiramento

Normalmente, o peneiramento é realizado por meio de um equipamento peneirador constituído pordeum dispositivo de vibração. dois éosacionado tipos depor equipamentos mais utilizados: um bancada cujo dispositivo de São vibração um motor ligado a um eixo excêntrico e outro suspenso por um conjunto mola/tirante. Escalas granulométricas de peneiramento

Uma escala granulométrica constitui-se de um conjunto de peneiras, cujas aberturas guardam entre si uma relação constante e destinada ao estudo granulo métrico de um conjunto de partículas. As peneiras mais utilizadas apresentam uma superficie de peneiramento (malha) constituída por fios trançados perpendicularmente de tal maneira a formar aberturas quadradas. Construção de uma escala granulométrica: Escala granulométrica em que as aberturas formam uma progressão



aritmética: suponha que se constitua uma escala granulo métrica em que a peneira base tenha malha quadrada de abertura 1 mm e que as demais formem com essa uma progressão aritmética de razão 1.


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Figura 2.4. Representação esquemática de uma escala granulo métrica em PA. Nota-se de imediato um inconveniente: quando se passa da peneira de abertura 1 mm para a de 2 mm, tem-se uma duplicação da mesma ao passo que quando se passa da de 9 mm (por exemplo) para a de 10 mm, a variação de tamanho é bem menor. Escala granulométrica em que as aberturas formam uma progressão



geométrica: suponha quequadrada se constitua uma escala métrica que a peneira base tenha malha de abertura 1 mmgranulo e que as demaisemformem com essa uma progressão geométrica de razão 2.

Figura 2.5. Representação esquemática de uma escala granulométrica em PG. Prefere-se, na construção de uma escala granulométrica considerar aberturas que formem uma PG e, assim, ao se passar de uma abertura a outra (na série), tem-se sempre o mesmo acréscimo relativo de tamanho, ou seja, as aberturas crescem sempre na mesma proporção.

Escala de Peneiras Tyler (Série Tyler) Para facilidade de intercâmbio de resultados, de publicação de dados e catálogos, tomou-se necessário adotar uma escala padrão para análises da classificação de tamanho e ensaios granulométricos. A série Tyler foi proposta por United States Company (USA) e logo se tomou de uso universal. (Existem outras séries a respeito das quais não teceremos comentários). Tal escala constitui-se de peneiras em que as aberturas se colocam na série em progressão geométrica, obedecendo à seguinte lei já conhecida:


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an = a1.q

n-1

, onde:

an - é a abertura da peneira de orem n; a1 - é a abertura da peneira base (de referência) = 0,0737 mm (200 #); q - razão da progressão geométrica = √2. Observação: Definimos mesh (símbolo #) como sendo o número de aberturas de uma peneira por polegada linear. Esses números de malha dependem do diâmetro do fio usado na confecção da tela o que resulta numa falta de equivalência entre o número de malhas e o tamanho das aberturas de séries de peneiras diferentes. Devido a isso, é usual e conveniente sempre referir-se ao valor da abertura da peneira, ao invés de se especificar em termos do conceito de mesh, embora seja comum na linguagem prática o uso de número de mesh. As peneiras da série Tyler são constituídas, mais comumente, de uma tela redonda presa a uma estrutura cilíndrica com 200 mm de diâmetro (8") e 50 mm ou 25 mm de altura. Existem, também, peneiras da série Tyler com telas quadradas presas a uma estrutura, cujo comprimento é de 500 mm. Na série Tyler tomou-se: peneira base (a1) - é uma peneira de abertura a1 = 0,0737 mm (73,7 μm ), cujo diâmetro dos fios é 0,05333 mm, isto correspondendo a uma peneira de 200 # (duzentas aberturas por polegada linear); 

razão da progressão geométrica (q) - é igual a √2 = 1,4142, significando que as



aberturas variam segundo uma razão de 1,4142, ou que a abertura de uma malha é 1,4142 vezes maior que a abertura da malha imediatamente inferior.

Considerações sobre a Série Tyler: a) A abertura de uma peneira imediatamente superior à básica será respectivamente a abertura da peneira básica multiplicada pela razão, ou seja: a2 = 0,0737 .√2 = 0,105 mm, correspondendo a uma peneira de 150 #. b) A abertura adeabertura uma da peneira respectivamente peneiraimediatamente básica dividida inferior pela razão,à oupeneira seja: básica será a1 = 0,0737.√2 = 0,053 mm, correspondendo a uma peneira de 270 #. c) A abertura de uma peneira de ordem n será calculada pela expressão da PG, ou seja:

Abertura de uma peneira de ordem 5 (n = 5): a1.qn-1 , a5 = 0,0737 . (1,4142) 5-1, a5 = 0,295 mm (peneira) de 48# cujos fios possuem o diâmetro padrão = 0,23368 mm ou 0,0092”); a n =

Abertura de uma peneira de ordem 8 (n = 8): an = a1.qn-1 , a8 = 0,0737 . (1,4142)8-1 , a8 = 0,834 mm (peneira de 20#).


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Dessa forma, caracteriza-se a série de peneiras Tyler que está mostrada na tabela 2.2.

Figura 2.6. Série de peneiras para análise granulométrica por peneiramento Tabela 2.2. Escala de peneiras Tyler.

d) Pode-se, em casos especiais de necessidade prática para intervalos menores, utilizar uma peneira intermediária (inserida ou intercalada) a duas peneiras consecutivas da série Tyler. A razão dessa nova progressão geométrica será 4√ 2 e pode ser facilmente determinada. Inserir (ou intercalar) uma peneira entre duas peneiras consecutivas da série Tyler, de modo que essas três peneiras formem uma PG.


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Se an = a1.qn-1 , vem: a.√2 = a.q3-1 ; q = 4√ 2 A abertura da peneira inserida será: a2 = a1.q = a. 4√ 2 ou a2 = a3/q ; a2 = ((a.√ 2) / (4√ 2)) Ex.: Inserir uma peneira entre as peneiras de 270 # e 400 #, sendo que essas duas peneiras são consecutivas na série Tyler, e que a abertura da peneira de 400 # é 0,037 mm.

e) Observação complementar: Considere-se um corte perpendicular aos fios de uma peneira, como por exemplo, aos fios da peneira de 3 # da série Tyler. Em ampliação

Figura 2.7. Representação esquemática do corte perpendicular aos fios da peneira de 3 #.

Pode-se, portanto escrever que: 1” = 25,4 mm = 3 x abertura + 3 x diâmetro do fio;

1” = 25,4 mm = 3 x 6,680 mm + 3 x 1,786 m m = 25,4 mm.


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Generalizando, considerando uma peneira de “n” mesh e sendo: a – abertura desta peneira; df – diâmetro do fio utilizado na construção desta peneira. Tem – se:

1” = 25,4 mm = n.a + n.df = n.(a + df); 25,4 mm = n.(a +df) ; “a” e “df” em milímetros. Ainda pode-se escrever que: n = 25,4 / (a +df). Ex.: calcular quantos mesh tem uma peneira de 3,327 mm de abertura, cujos fios usados em sua construção têm 0,914 mm de diâmetro. N = 25,4 / (a + df); n = 25,4 / (3,327 + 0,914); n = 6 #. A tabela 2.3 apresenta as séries de peneiras mais utilizadas para análise granulométrica.


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Tabela 2.3 – Séries de peneiras mais utilizadas para análise granulométrica.


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Representação dos resultados de uma análise granulométrica Como se viu, uma análise granulométrica por peneiramento fornece a distribuição de tamanhos de um dado conjunto de partículas, segundo uma certa escala granulométrica. Os resultados são apresentados na forma de tabelas e/ou gráficos. Tabela (Quadro)

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A tabela contém normalmente as peneiras utilizadas com suas correspondentes massas retidas. Cálculos de % retida em cada peneira (% retida simples) e % retidas acumuladas e passantes são também apresentados. Suponha, por exemplo, que um dado conjunto de partículas de peso P seja submetido a uma análise granulométrica, utilizando-se as seguintes peneiras da série Tyler: 28, 35, 48, 65, 100, 150 e 200 mesh.

Figura 2.8. Representação esquemática da posição das peneiras para análise granulométrica .

Os resultados de uma análise granulométrica são mostradas, a seguir, como exemplo.

Tabela 2.4 – tabela de resultado da análise granulométrica


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Figura 2.9. Gráfico de porcentagem passante acumulada em função do tamanho.

Tipos de análise granulométrica por peneiramento Análise granulométrica por peneiramento a seco: é o método de mais fácil operação

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e se restringe a materiais que não possuem altas porcentagens de finos.

Análise granulométrica por peneiramento a úmido: é o método que não apresenta

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restrição quanto à presença de finos no material, mas é bastante moroso e de mais difícil operação, além de exigir um elevado consumo de água.

Análise granulométrica por peneiramento misto ou combinado: é o método em cujo

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procedimento, o próprio nomeabertura, sugere, se inclui do umretido peneiramento a úmidoa manual em umacomo peneira de pequena secagem e peneiramento seco do mesmo em uma série de peneiras, incluindo-se aí a peneira utilizada no peneiramento úmido. É um dos métodos mais utilizados, e sua única restrição de aplicabilidade é para minérios que, após terem sido molhados, tendem a se agregar quando secados. Análise granulométrica por peneiramento estagiado: é o método de análise indicado



quando o material apresenta uma faixa granulo métrica ampla (material grosso, médio e fino) e consiste de dois ou mais estágios de peneiramento misto (combinado). Sua restrição de aplicabilidade é para materiais que, após terem sido

molhados, tendem a agregar quando secados. Fatores que podem influenciar o resultado de uma análise granulométrica Amostra: é fundamental que a amostra utilizada seja representativa; Tempo de peneiramento: deve ser adequado ao tipo de material e às peneiras

 

utilizadas. Um bom procedimento prático é encontrar o tempo, através de ensaios sucessivos com tempos crescentes, até que a massa passante em uma ou mais peneiras não varie mais que 0,1%. Na prática, os tempos variam entre 10 e 30 minutos; Tipo de peneiramento: características do material como umidade, tendência à

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agregação e quantidade relativa de finos podem determinar o tipo de peneiramento a ser efetuado;


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Sobrecarga de material nas peneiras: o cálculo da massa máxima de material que

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pode ficar retida na peneira, cessado o peneiramento, é dado pela seguinte fórmula:

C = x. di + ds . Sp.ρ ; 2

onde;

C = capacidade máxima de material na peneira (em g), quando cessado o peneiramento; x = número de camadas de partículas admitido (pode variar de 1 a 3); di = abertura da peneira em questão (em cm); ds = abertura da peneira imediatamente acima da peneira em questão (em cm); 2 Sp = área útil da peneira (283,5294 cm ); 3 ρ = densidade do material a ser ensaiado (em g/cm ).

2.2.6 – Tamanho médio das partículas Para se calcular o tamanho médio de um dado conjunto de partículas, que foi submetido a uma análise granulo métrica por peneiramento (utilizando a série Tyler, por exemplo), será subdividido este conjunto inicial de partículas em subconjuntos (frações), cada um dos quais estará formado por partículas de tamanho mais uniforme que o conjunto inicial.

a) Tamanho médio das partículas entre duas peneiras consecutivas É a média aritmética das aberturas das duas peneiras (uma que deixa que o material a atravesse e outra que o retém). Ex.: Calcular o tamanho médio do material compreendido entre 100 # e 150 #. Obs.: Notação:

-+100 peneiradede 100#).#); 150##(material (materialpassante retido nanapeneira 150

TM = a100# + a150# = 0,148 + 0,105 = 0,1265 mm 2 2

b) Tamanho médio das partículas entre duas peneiras não consecutivas É a média ponderada dos tamanhos médios das diversas frações, compreendidas entre as duas peneiras consecutivas.

Ex.: Calcular o tamanho médio do material compreendido entre as peneiras de 10 e 48 mesh.


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3 – LIBERAÇÃO 3.1 – Conceito Liberar: significa tornar livres as espécies minerais de uma associação mineral. Considera-se livre a espécie que está representada somente por partículas monominerais de sua própria composição. Considera-se mista as partículas constituídas por mais de uma espécie mineral (partículas pluriminerais). Liberação: É a condição de estarem livres, umas em relação às outras, as espécies minerais componentes de uma associação mineral. Na maioria dos casos, as espécies minerais estão consolidadas num agregado. Como meio de se obter a liberação, efetua-se a cominuição que fornecerá, como produto, um conjunto de partículas. Existe uma relação direta entre a fragmentação e a liberação, ou seja, quanto maior o grau de redução sofrido pelas partículas maior será a liberação. Liberação natural Há casos em que a liberação já existe naturalmente: certos aluviões auríferos; aluviões diamantíferos; ouros minerais pesados como cassiterita, monazita, zirconita, etc.   

3.2 – Correlação da liberação com cominuição e concentração A cominuição é o meio para se conseguir a liberação, sendo a liberação a condição necessária para se efetuar a concentração. Mecanismos de liberação A liberação se realiza por dois mecanismos diferentes, conforme o tipo de fraturamento da associação mineral: fraturamento fraturamento intergranular: intragranular: conduz conduz àà liberação liberação por por destacamento fragmentação dos dos grãos; grãos.

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3.3 – Tipos de liberação a) Liberação por destacamento O fraturamento da associação mineral se dá preferencialmente nos contornos dos grãos. Ocorre quando os grãos minerais têm fraca ligação. Os grãos passarão a constituir os próprios fragmentos (partículas livres).


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Figura 3.1. Representação esquemática da liberação por destacamento Teoricamente, fraturando-se a associação mineral (com rede de fraturamento) no tamanho do grão obtem-se completa liberação. Ex.: Certas rochas de estrutura oolítica (rochas formadas de grãos arredondados dispersos em uma matriz amorfa); certos pegmatitos decompostos. b) Liberação porda fraturamento fragmentação O fraturamento associação ou mineral se dá quando as superfícies de fratura passam através dos próprios grãos. Com a fragmentação da associação mineral, há a formação de um conjunto de partículas. Podem-se então obter duas espécies de partículas:

Figura 3.2. Representação esquemática da liberação por fragmentação (ou por fraturamento). Partículas livres: quando constituídas de uma só espécie mineral;



mistas: quando mais conforme de uma espécie mineral, Partículas então, partículas binárias,formadas ternárias,de etc., o número de tendo-se, espécies



presentes numa mesma partícula.

A resistência de um agregado mineral ao fraturamento e a forma de ruptura dependem: da natureza e das propriedades físicas dos grãos (tenacidade, dureza, clivagem, etc.); da textura do agregado (é função da forma e das dimensões dos grãos e também da forma como se interligam os grãos). 



A maior ou menor liberação de uma espécie mineral dependerá: do do tamanho tamanho da do partícula; grão; da abundância dessa espécie;

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da sua distribuição no agregado.

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Na prática, o que ocorre com a liberação por fragmentação é o seguinte: a fase mais abundante é sempre mais liberada do que a fase menos abundante; só se consegue liberar a fase menos abundante quando o tamanho da partícula é menor que o tamanho do grão; a fase mais abundante é liberada mesmo quando o tamanho da partícula é menor que o tamanho do grão; quanto mais fino é o produto da fragmentação, tanto maior é a liberação das espécies minerais.  





3.4 – Grau de liberação (GL) Grau de liberação de uma espécie mineral é a relação entre a massa (ou porcentagem) desse mineral ocorrendo em partículas livres e a massa (ou porcentagem) do mineral ocorrendo em partículas mistas, somada à massa (ou porcentagem) do mineral ocorrendo em partículas livres.

GL =

a x 100 ; a+m

Onde: a - massa (ou porcentagem) do mineral em partículas livres; m - massa (ou porcentagem) do mineral em partículas mistas. O grau de liberação pode ser avaliado através da utilização de diversos métodos que

podem ser divididos basicamente em dois tipos: métodos diretos: há a observação direta das amostras. O método de Gaudin, que utiliza a microscopia ótica, é bastante conhecido e consiste na observação de amostras minerais em várias faixas granulo métricas, obtendo-se o grau de liberação para cada uma delas. 

métodos indiretos: a avaliação do grau de liberação é feita aplicando-se um



método de concentração adequado à separação da espécie útil, em várias faixas granulo métricas e analisando-se os resultados obtidos para cada faixa. Aplicação: Sabendo-se que o método de Gaudin considera que cada partícula é igual a 20 unidades e que é dividida em 4 quadrantes (por retículo ou de forma imaginária), calcule o grau de liberação para a espécie útil, conforme o sistema apresentado na figura abaixo.


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Figura 3.4 – Liberação de espécies minerais Solução: GL = a a+ m x 100 ; GL = (8.20)+(3.10) 8 . 20___ x 100 ; GL = 84,21%

3.5 – Comportamento das partículas na concentração Já se viu que, para separar diferentes espécies minerais, se baseia na diferença de alguma propriedade (propriedade fisica ou fisico-química) existente entre as mesmas. Considerando um agregado mineral constituído de duas espécies minerais, sendo uma valiosa (galena) e outra sem concentração poderá ser feita usando-se diferença de densidades dosvalor dois(quartzo), minerais,a que é 7,5 para a galena e 2,65 para oa quartzo. É desejável que: as partículas livres da espécie mineral valiosa (galena) devem ser conduzidas para o concentrado; as partículas livres da espécie mineral sem valor ( quartzo) devem ser conduzidas para o rejeito; comportamento das partículas mistas: como não se consegue, na cominuição, uma liberação completa do quartzo ou da galena, então as partículas mistas sairão no concentrado ou no rejeito. As partículas mistas terão um comportamento diferenciado ao das partículas livres. Se as partículas mistas forem conduzidas para o concentrado, ter-se-á, conseqüentemente, uma diminuição do teor do concentrado e aumento da recuperação. Se as partículas mistas forem conduzidas para o rejeito, ter-se-á, conseqüentemente, um aumento do teor do concentrado e uma diminuição da recuperação. 



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Esse mesmo problema ocorre em praticamente todos os tratamentos de minérios efetuados para todos os minerais. Como as partículas mistas contêm uma fração quase sempre não desprezível do mineral útil existente no minério, é muito importante o estudo de seu comportamento.


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3.6 – Estudo das partículas mistas As partículas mistas podem ser estudadas sob dois aspectos: quantitativo e qualitativo. a) Aspecto quantitativo Consideram-se nesse estudo as proporções (em massa ou em volume) com que cada mineral participa da partícula mista. Exemplo: 50% de A em volume 50% de B em volume

25% de A em volume 75% de B em volume Figura 3.5. Representação esquemática da composição de uma partícula mista (aspecto quantitativo) b) Aspecto qualitativo Considera-se nesse estudo a forma como as espécies minerais ocorrem na partícula mista. Tipos de partículas mistas: Pode-se ter os seguintes tipos de partículas mistas, representadas como binárias para simplificar: 1° tipo: as duas espécies minerais estão justapostas, sendo a superfície de contato plana ou ligeiramente curva: fácil liberação. 2° tipo: uma espécie mineral está inclusa na outra, podendo aparecer na borda da outra: dificil liberação. 3° tipo: uma espécie mineral envolve totalmente ou parcialmente a outra: difícil liberação. 4° tipo: uma espécie mineral está disseminada na outra sob a forma de pequenas inclusões: liberação impossível (inviável), já que seria necessário fragmentar excessivamente o material.

Figura 3.6. Representação esquemática da forma de ocorrência das partículas mistas (aspecto qualitativo).


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4 – COMINUIÇÃO 4.1 – Conceito Cominuição ou Fragmentação é a fase operatória do Beneficiamento que visa reduzir o tamanho dos blocos minerais, seja no sentido de atender as especificações granulométricas do mercado, seja no de se conseguir uma liberação para posterior concentração. Observação: a cominuição também pode ser realizada para preparar o minério para os processos subseqüentes (exemplo: moagem do concentrado da Samarco, preparando este produto para transporte pelo mineroduto). É evidente que nesta redução de tamanho, através do fraturamento dos blocos minerais, É de de temosa energia um consumo de energia (realizaçãocorresponde de trabalho). verificação, que consumida na cominuição à cerca 60 a 70%nadeprática, toda a energia consumida na usina.

4.2 – Divisão (Etapas) Considera-se o desmonte de rochas, por explosivos, quando utilizado na lavra da mina, como sendo o primeiro estágio de fragmentação. Na usina de beneficiamento, a cominuição é realizada em etapas que podem ser divididas, de forma geral, em britagem e moagem. Britagem (ou britação): é a primeira etapa da cominuição, onde o tamanho das

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maiores partículas obtidas no produto se encontram acima de 3,3 mm. É realizada a seco;

Moagem: é a segunda etapa da cominuição, onde o tamanho das maiores

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partículas obtidas no produto se encontram abaixo de 3,3 mm. É normalmente realizada a úmido, excepcionalmente a seco, quando o material não pode ser molhado.

4.3 – Problemas dos finos Não existe um aparelho de cominuição que só produza partículas acima de determinado tamanho. Normalmente, os aparelhos só produzem partículas abaixo de determinado tamanho. Sendo assim, sempre há uma produção de finos e estes são sempre indesejáveis na etapa de concentração, pois toma-a mais onerosa e acarreta maiores perdas. Por outro :a.do, os finos tomam o manuseio mais difícil, ocupam maior volume (empolamento), bem como diminuem o rendimento operacional.


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4.4 – Empolamento Sempre que se realiza a fragmentação de um determinado material, obtemos um produto que ocupa um volume maior que o volume inicial. Denomina-se empolamento a este aumento de volume do material decorrente da fragmentação, sendo expresso em porcentagem.

4.5 – Mecanismos de fragmentação dos minerais A energia mecânica é a mais freqüentemente aplicada para a fragmentação e aparece sob a forma dos seguintes mecanismos (ver representação esquemática na figura 4.1): Compressão: onde partículas são comprimidas entre duas superfícies

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fragmentantes (oumais corpos ou entre partículas força é aplicada de forma lentamoedores) de tal maneira que este esforço maiores. possa ser A diminuído com o aparecimento das fraturas nas partículas. Apresenta como resultado um número de fragmentos que é, em geral, pequeno e de grande diâmetro (baixa geração de finos). É mais comum nos britadores; Impacto: resultado do choque provocado pela queda dos corpos moedores sobre

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as partículas, ou pela utilização de energia cinética (mv 2 /2) através de uma massa que normalmente descreve trajetórias circulares e se choca com blocos ou partículas. A força aplicada é muito superior à resistência da partícula causando o aparecimento de um grande número de partículas numa distribuição granulo métrica com predominância de partículassua finas. É o que apresenta eficiência energética, mas normalmente aplicação é mais restritamaior aos materiais menos abrasivos;

Cisalhamento (abrasão): pode ocorrer quando partículas se acham colocadas

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entre superfícies com movimentos de sentido contrário, ou pelo resultado do atrito entre partículas e entre partículas e meio moedor. Neste caso, a força aplicada é insuficiente para provocar a fratura em toda partícula resultando em pequena diminuição da partícula original e a geração de partículas finas. Caracteriza-se por alto consumo energético.

Nas máquinas de fragmentação os três mecanismos, em geral, ocorrem simultaneamente, porém é comum em um dado tipo de equipamento a predominância de um dos mecanismos. A grande questão que se apresenta é que a maior parte da energia aplicada nos equipamentos de fragmentação é perdida de forma que somente uma pequena fração desta energia aplicada fica disponível para a fragmentação do material.


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Figura 4.1. Modos de fragmentação.

5 – BRITAGEM 5.1 – Conceito É a primeira etapa da cominuição e se propõe à redução de tamanho de grandes blocos (do metro ao centímetro) extraídos das minerações (ROM), ou mesmo das pedreiras (ROQ), através da sua fragmentação, quando submetido à ação de esforços mecânicos objetivando: Obtenção de um produto para ser diretamente comercializado,

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Ex.: Britas para a construção civil; Minério de ferro.

Obtenção de um produto mais fino que se constituirá na alimentação dos

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moinhos.

5.2 – Divisão (Etapas) A britagem pode ser dividida em primária, secundária, terciária e, em casos especiais, quaternária.

5.2.1 – Britagem Primária: quando as maiores partículas obtidas no produto são superiores a 100 mm. Usualmente na britagem primária empregam-se britadores de mandíbulas, britadores giratórios, britadores de impacto e britadores de rolo dentado. Os britadores primários são projetados para operar com cerca de 75% do tempo disponível em virtude de serem consideradas flutuações na alimentação do equipamento e as paradas para manutenção mecânica. Operam normalmente a seco e em circuito aberto, com ou sem grelhas para o escalpe da alimentação.


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5.2.2 – Britagem Secundária: Quando as maiores partículas obtidas no produto são de tamanho compreendido entre 100 mm e 20 mm. A britagem secundária pode ser executada por rebritadores de mandíbulas, giratórios, cônicos (de cone), de impacto e britadores de rolos lisos. Os rebritadores de mandíbulas e giratórios têm aplicação restrita. 5.2.3 – Britagem Terciária: Quando as maiores partículas obtidas no produto têm tamanho compreendido entre 25 e 3 mm. A britagem terciária é executada principalmente pelos rebritadores cônicos. 5.2.4 – Britagem Quaternária: Quando as maiores partículas obtidas no produto têm tamanho compreendido entre 12 e 0,8 mm. A britagem quaternária é realizada principalmente por britadores de cone semelhantes aos usados na britagem terciária, sendo que o princípio de funcionamento é diferente. A cominuição é obtida através da combinação do impacto e do atrito entre multi-camadas de partículas, sendo referida como "cominuição inter-partículas". A Samarco utiliza britadores de impacto de eixo vertical Barmac com este princípio de funcionamento. A britagem quaternária surgiu como uma resposta às dificuldades operacionais dos moinhos de barras.

5.3 – Tipos de britadores 5.3.1 – Britadores de mandíbulas Esse tipo de britador consiste essencialmente de duas superfícies fragmentantes (mandíbulas), sendo uma fixa, montada rigidamente na estrutura do britador, e outra móvel, dotada de umdamovimento de "vai-e-vem" (100 a 300 rpm), que se aproxima e se afasta mandíbula alternativo fixa. A fragmentação ocorre quando a mandíbula móvel comprime o material contra a mandíbula fixa sendo o material escoado por gravidade. Rebritadores de mandíbulas têm pequena capacidade limitando-se às instalações de pequeno porte. Existem dois tipos de britadores de mandíbulas, que se diferem basicamente no mecanismo de transmissão do movimento para a mandíbula móvel. Britador de mandíbulas de 2 eixos (do tipo Blake) (ver figura 5.1)

Figura 5.1. Representação esquemática do britador de mandíbulas de 2 eixos. CETESC – Técnico em Mineração http://slide pdf.c om/re a de r/full/be ne fic ia me nto-i-ge ova ne -bra ga

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Funcionamento e características:

O movimento é transmitido do eixo principal do motor à mandíbula móvel, por intermédio de uma biela excêntrica vertical, montada no eixo principal e em duas clavículas (telhas ou abanadeiras ). Uma das clavículas tem uma de suas extremidades articuladas na carcaça do britador e a outra articulada com a biela. A outra clavícula tem as suas extremidades articuladas com a mandíbula móvel e com a biela. Assim, a rotação do eixo do motor causa uma translação da biela para cima e para baixo, devido ao excêntrico, e daí, a mandíbula móvel tem em torno de um eixo fixo à carcaça um movimento de rotação, sendo que a sua parte inferior tem um movimento de "vai-e-vem", aproximando-se e afastando-se da mandíbula fixa. A fragmentação do material se dá por compressão. O tirante tem como função, juntamente com a mola, manter as clavículas constantemente apoiadas (sob pressão) nas suas articulações. Para regular a abertura de saída (SET), podemos variar o comprimento das clavículas ou mesmo atuar sobre as cunhas. A função do volante é armazenar energia,cinética na metade do ciclo da máquina em que não há compressão do material, correspondente ao afastamento da mandíbula móvel e consequentemente acomodação do material dentro da câmara de fragmentação. O volante assegura uma operação suave e com o mínimo de vibrações da máquina. Pela natureza do movimento da mandíbula, verifica-se que este britador apresenta boca constante e descarga variável, o que implica na obtenção de um produto com granulometria irregular (mal graduado). Esse britador é indicado para a fragmentação de material mais tenaz e abrasivo. Britador de mandíbulas de 1 eixo e de 2 eixos (do tipo Blake Modificado)

Figura 5.2. Representação esquemática do britador de mandíbulas de 1 eixo.


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Funcionamento e características

Este tipo de britador apresenta algumas modificações e com mecanismo mais simples em relação ao anterior: Vemos de imediato que este apresenta uma única clavícula e não possui biela. O eixo excêntrico é montado na parte superior da mandíbula móvel, que a mantém suspensa. O movimento da mandíbula móvel é diferente e mais complexo que no caso anterior. Aqui a mandíbula móvel sofre simultaneamente a ação de dois movimentos (um horizontal em que ela vai para frente e retoma e outro vertical em que ela sobe e desce), resultando numa trajetória elíptica. Neste britador, a fragmentação se dá por compressão e cisalhamento.

Pela natureza mandíbula vemos tempo, que estepermite tipo propicia uma maior geraçãodo demovimento finos que nodacaso anteriormóvel, e, ao mesmo uma maior produção. Para regular sua abertura de saída (SET), podemos variar o tamanho (comprimento) da clavícula ou atuar nas cunhas. Características gerais dos britadores de mandíbulas a) Boca

É a superfície retangular pela qual a alimentação penetra no britador.

A largura do britador é convencionalmente designada por "gape". Gape = W É importante salientar que o tamanho dos britadores de mandíbulas são comercialmente designados pelas dimensões de sua boca (largura x comprimento), ou seja: (W x L). Ex.: Britador de mandíbulas de 1 eixo 42" x 48". b) Descarga

É a superfície retangular por onde saem as partículas componentes do material britado. A largura da descarga é convencionalmente designada por SET. SET = S. Os britadores de mandíbulas têm abertura de saída (SET) ajustável de forma que é possível se exercer um controle, dentro de certos limites, na granulometria do produto. Não esqueçamos que os britadores de mandíbulas graduam as partículas segundo a sua espessura. c) Modo de alimentação O emprego dos britadores de mandíbulas exige um dispositivo de regulagem da

alimentação. É freqüente o uso de urna grelha, cuja abertura seja igual ao SET do britador, para escalpelar a alimentação do mesmo.


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d) Tamanho máximo da alimentação

O tamanho máximo da alimentação, aceitável pelo britador, é definido pela largura da boca (“gape”). Considera -se que um britador pode receber material cujo tamanho (espessura) é, no máximo, 80 % da largura da boca. Tamanho máximo da alimentação ≤ 0,80.W. Denomina-se “top-size” ao tamanho máximo da partícula para alimentar o britador. e) Ângulo de mordedura (ou esmagamento)

É o ângulo formado pelas tangentes às superfícies fragmentantes nos pontos de contato com o bloco mineral.

Figura 5.3. Representação esquemática do ângulo de mordedura dos britadores de mandíbulas (mandíbulas planas). αα é= constante ângulo dequando mordedura as superfícies fragmentantes forem planas. Para valores de α > 33º, há a tendência do material ser cuspido do aparelho. f) Câmara de britagem

Corresponde ao volume formado pelas superficies fragmentantes do britador. A câmara tem a forma de um tronco de pirâmide, com o ápice para baixo (figura 5.4). AA - Abertura de alimentação APA - Abertura de saída, posição aberta APF - Abertura de saída, posição fechada L

L - Comprimento da câmara - Ângulo de britagem

a

ME - Movimento excêntrico (diferença entre APA e APF)

Figura 5.4. Representação esquemática da câmara dos britadores de mandíbulas. CETESC – Técnico em Mineração http://slide pdf.c om/re a de r/full/be ne fic ia me nto-i-ge ova ne -bra ga

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g) Mandíbulas

As mandíbulas podem ser de vários tipos. Classificam-se em: Quanto à forma: Plana e curva

Quanto à superfície: Lisa, Ondulada e denteada

Cada tipo de mandíbula tem sua aplicação conveniente, conforme o tipo de material a ser fragmentado. As mandíbulas são revestidas e os revestimentos são trocados quando desgastados. h) Curso É a distância percorrida em cada sentido pela mandíbula móvel em uma volta do eixo do motor (1 ciclo).

O curso é dado pela diferença entre o SET do britador na posição aberta e o SET do britador na posição fechada (Curso = AS – SF). O principal fator que vai determinar o tamanho do curso é a característica do material a ser fragmentado. Para rochas tenazes, o curso deve ser pequeno, para uma maior durabilidade do aparelho. Para o curso deve ser longo, porque do contrário, as rochas se amoldam umrochas poucoargilosas, e não se fragmentam. i) Relação ou Grau de Redução (RR)

É a relação entre o "tamanho" da alimentação e o "tamanho" do produto. Teremos, portanto: RR = Tamanho da alimentação Tamanho do produto A relação de redução que mais comumente se usa é denominada Relação de Redução 80% (RR80), que é definida como sendo a relação entre o diâmetro (ou abertura da malha) em que passa 80% da alimentação pelo diâmetro (ou abertura da malha) em que passa 80% do produto.


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Podemos então escrever: RR80 = Diâmetro em que passa 80% da alimentação; Diâmetro em que passa 80% do produto ou =

RR80

Abertura Aberturada damalha malhaque quedeixa deixapassar passar80% 80%da doalimentação produto

A relação de redução nos fornece um número, que indica quantas vezes o material foi reduzido de tamanho na operação de fragmentação. Se a relação cresce, significa que a fragmentação foi maior. A britagem se caracteriza por razões de redução relativamente pequenas, fazendo com que suas operações se realizem em mais de um estágio.

j) Capacidade A capacidade dos britadores de mandíbulas depende das dimensões de sua boca e das aberturas de saída (SET). A capacidade pode variar em função dos seguintes fatores: densidade aparente do material, Work Index, tamanho da alimentação e umidade do material.

5.3.2 – Britador Giratório

Figura 5.5. Representação esquemática de um britador giratório.

Funcionamento e características: Este tipo de britador foi desenvolvido mais recentemente que os britadores de mandíbulas, visando a obtenção de uma máquina de britagem de maior capacidade. São recomendados para instalações de grande porte para material tenaz e abrasivo.


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Consiste, resumidamente, de uma superfície britante de formato tronco-cônico (ápice para baixo) que é fixa à carcaça do britador (câmara), e de uma outra superfície britante móvel (cone ou manto), também de formato tronco-cônico (com ápice para cima). Esta superfície britante móvel é dotada de um movimento de rotação (rotação entre 85 e 150 rpm) excêntrico em relação à superfície fixa. Isso faz com que o cone se aproxime e se afaste, cíclica e simetricamente das paredes da câmara. O cone é sustentado por uma estrutura em ponte apoiada nos dois lados da câmara. Esta estrutura é chamada "aranha" (em inglês "spider") e é muito forte, pois ela agüenta todo o peso do cone e todo o esforço mecânico sobre ele, bem como o impacto das pedras que caem para dentro do britador. Os blocos minerais penetram no espaço anular (anel) e o material aprisionado entre o cone e as paredes da câmara sofre a fragmentação por compressão, na região em que a superfície fragmentante móvel se aproxima da fixa. Atrás, no afastamento do cone, as partículas encontram espaço para caírem. O britador giratório dispensa o uso de alimentador, podendo operar afogado e com basculamento direto dos caminhões. Podem ser alimentados por dois caminhões simultaneamente, situados em lados opostos. Dada a elevada capacidade do britador giratório, é rara a utilização de escalpe na alimentação, o que somente é usado em condições especiais, em que a ocorrência de finos é muito grande. Dado o grande porte do equipamento, seu uso é limitado em instalações subterrâneas e para instalações móveis de britagem. O britador giratório é muito sensível à umidade e ao teor de argilas na alimentação, o que dificulta o movimento do material dentro da câmara. O tamanho desse britador é comercialmente indicado pela largura do anel de entrada (gape) e pelo diâmetro inferior (da base) da superfície fragmentante móvel (do cone), ou seja, W x D, usualmente em polegadas. Assim, um britador giratório 54 x 74 tem uma abertura livre (gape) de 54" e um cone com base 74".

Figura 5.6. Designação do tamanho do britador giratório (W x D). A abertura de saída (SET) é regulável, controlando-se dentro de certos limites, a granulometria do produto. Em alguns equipamentos essa regulagem é feita através de sistemas hidráulicos pela elevação ou abaixamento da superfície fragmentante móvel. O tamanho (espessura) da alimentação deve ser sempre inferior a 80% do gape do britador. CETESC – Técnico em Mineração http://slide pdf.c om/re a de r/full/be ne fic ia me nto-i-ge ova ne -bra ga

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Esse tipo de britador pode ser fornecido com várias excentricidades: quanto maior a excentricidade e velocidade de rotação, maior a energia consumida e maior a capacidade de produção. Rebritadores giratórios só são aplicados em instalações de grande porte ou quando o produto do britador primário for muito grosso.

5.3.2.1 – Comparação entre os britadores de mandíbulas e giratórios a) Para um mesmo gape, o britador de mandíbulas é menor e mais barato. b) Britadores giratórios apresentam capacidades bem maiores que os britadores de mandíbulas, para uma mesma abertura de saída. c) O britador giratório dispensa o uso de alimentadores, podendo operar afogado e com basculamento direto de caminhões. Os britadores de mandíbulas exigem alimentadores d) A operação dos britadores giratórios é mais suave, portanto os desgastes e custos de manutenção para este tipo são menores do que para os britadores de mandíbulas. e) Os britadores de mandíbulas são de ação intermitente ao passo que os britadores giratórios são de ação continua. f) O grau de redução dos britadores giratórios é maior que o de mandíbulas, para uma mesma abertura de entrada e mesma capacidade. g) O britador giratório maior abertura de entrada (gape), para uma mesma abertura de saída (SET), apresenta comparativamente com o britador de mandíbulas.

5.3.2.2 – Escolha de um britador: mandíbulas ou giratório Na escolha de um britador primário (mandíbulas ou giratório) para se saber qual deve ser usado, pode-se estabelecer que: "Se a quantidade a ser britada possa ser fragmentada por um britador de mandíbulas, prefere-se este por ser mais barato. Entretanto, se a quantidade a ser britada for bastante para manter o giratório suficientemente ocupado, este deve ser escolhido". Taggart estabeleceu um critério para optar por britadores de mandíbulas e giratórios: "Se a tonelagem horária a ser britada, dividida pela quadrado do gape (em polegadas) resultar em um coeficiente menor que 0,115, deve-sé usar o britador de mandíbulas; em caso contrário, usa-se o giratório". Sendo: Th = alimentação do britador em t/h; W = gape do britador em polegadas.


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Podemos escrever que quando: Th < 0,115 - britador de mandíbulas; W2 Th2 > 0,115 - britador giratório; W

5.3.3 – Britador de impacto

Figura 5.7. Representação esquemática do britador de impacto. Características e funcionamento:

Nesse tipo de britador a fragmentação é executada pelo impacto (choque) do material contra as barras de impacto, que giram a uma grande velocidade (500 a 3000 rpm) em tomo de um eixo central ou contra as placas de revestimento da câmara. O espaço entre a trajetória das barras e a superfície da câmara limita o tamanho das partículas no produto. A energia do rotor é transmitida às partículas na forma de energia cinética, que é proporcional ao quadrado da velocidade e à massa das partículas. Assim, partículas maiores sofrem impactos mais violentos e quebram mais facilmente que as menores. As características granulométricas do produto dependem da velocidade do rotor. Um aumento na velocidade do rotor tende a produzir um material mais fino e aumentar a proporção de finos no produto. Nesse processo, as partículas se fragmentam segundo planos de menor fraqueza. Os britadores de impacto apresentam sobre os de mandíbulas e o giratório as vantagens: Menor custo da instalação, devido ao menor peso desse tipo de britador para

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igual capacidade. Isso o toma adequado no caso de instalações móveis;

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Apresentam relação de redução muito maior, reduzindo o número de estágios de britagem. Pode ocorrer, inclusive, a obtenção do produto final com um único estágio.


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Apresentam elevado custo de manutenção e grande desgaste, o que desaconselha seu uso, no caso de rocha abrasiva. Para indicar a abrasividade de um material, utiliza-se o índice de sílica equivalente, que é igual à soma dos conteúdos de Si02 na forma livre (quartzo, calcedônia, etc.) e de óxidos metálicos também na forma livre. Não é recomendável o britador de impacto se o índice de sílica equivalente for superior a 15%. São aconselhados quando o material apresentar umidade elevada. Os britadores de impacto são designados pelo tamanho da boca de alimentação (largura e abertura) e as dimensões do rotor (diâmetro e comprimento). Os britadores de impacto apresentam menores capacidades que os britadores giratórios e de mandíbulas, para uma mesma abertura de saída. Os britadores de impacto exigem alimentadores.

5.3.4 – Britador de cone (ou britador cônico) Funcionamento e características: É o tipo mais usado na britagem secundária e terciária. Neste tipo de britador, contrariamente ao que ocorre com o britador giratório, o cone externo (câmara) apresenta o vértice voltado para cima. O cone é dotado de um movimento de rotação excêntrico, e nesse movimento promove a fragmentação. Esse movimento é similar ao dos britadores giratórios, porém a parte inferior do cone gira bem mais rápido.

Figura 5.8. Representação esquemática de um britador de cone (britador cônico). A superfície do cone é praticamente paralela à da câmara e apresenta uma extensão relativamente grande, para garantir um longo tempo de retenção das partículas nessa região. Esse fato faz com que sua abertura de saída (SET) seja regulada na posição fechada (britadores giratórios e de mandíbulas têm sua abertura de saída regulada na posição aberta) e a descarga do material é condicionada pelo movimento do cone (no britador giratório a descarga se dá pela ação da gravidade). Sua abertura de saída é controlada através de um abaixamento ou elevação do cone que, em alguns britadores, são feitos através de dispositivos hidráulicos (sistema hydroset). CETESC – Técnico em Mineração http://slide pdf.c om/re a de r/full/be ne fic ia me nto-i-ge ova ne -bra ga

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Os fabricantes de britadores cônicos apresentam modelos que permitem a escolha da câmara mais apropriada à aplicação prevista, de modo a adequar o britador ao recebimento de alimentação grossa, média ou fina. Se a alimentação for muito fina para a câmara escolhida, haverá concentração de material na parte inferior do britador e redução de sua capacidade, parte da de câmara será Se subutilizada, levando a um desgaste excessivo, devido àpois, concentração esforços. a alimentação for muito grossa para a câmara, aumenta-se o risco de entupimento. A escolha do tipo de câmara adequada é importante para um melhor desempenho do britador. Para se obter melhores resultados, a alimentação deve ser regular. Os britadores cônicos são fornecidos com diferentes desenhos da câmara (para grossos, médios e para finos), de modo que fica mais cômodo indicar o tamanho desses britadores somente pelo diâmetro da base do cone: 26", 51", 60", etc. Os britadores de cone quaternários não são britadores, mas quase moinhos. A altura do cone é ainda mais diminuída em relação ao diâmetro da base. A câmara trabalha sempre afogada e a fragmentação se dá pela combinação da compressão e do atrito entre multicamadas de partículas (cominuição inter-partículas), e não pelo esmagamento da partícula entre cone e paredes da câmara.

5.3.4.1 – Hydrocone

Figura 5.9 Representação esquemática do britador hydrocone. É o principal tipo de britador cônico. É caracterizado por ter um dispositivo hidráulico (hydroset) pelo qual se pode regular o afastamento do cone em relação ao manto (camisa). Para isto, a ponta inferior do eixo funciona como um êmbolo de um pistão hidráulico dentro da camisa ou mancal inferior, em comunicação com um reservatório de óleo, no qual a pressão do óleo pode ser regulada por meio de uma bomba operada mecanicamente (nos grandes modelos) ou manualmente (nos pequenos modelos). Por outro lado, a câmara de óleo comunica-se com uma válvula de segurança que permite a descida do cone em caso de passar pela câmara de britagem algum pedaço de metal

(corpo não britável).


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Constituição do sistema hidráulico (hydroset) (figura 5.9): a) Pistão hidráulico que suporta o conjunto do eixo principal (1); b) Reservatório de óleo (2); c) Bomba de palhetas de alta pressão (3); d) Acumulador de óleo (4).

Funções básicas do sistema hidráulico: a) Regular a abertura de saída Para a regulagem da abertura de saída, aciona-se a bomba de palhetas de alta pressão (3) que força o óleo para o pistão (1) ou reservatório (2), levantando ou abaixando o cone, mesmo com a máquina em funcionamento. b) Esvaziamento rápido da câmara Em casos de parada da máquina com a câmara de britagem cheia, o seu esvaziamento pode ser feito em poucos segundos, sem necessidade de operação manual, abaixando-se o eixo principal. c) Sistema de alívio Esta função é realizada pelo acumulador de óleo. É acionado quando entram materiais não britáveis na câmara de britagem, abaixando o pistão que suporta o eixo principal, a fim de evitar danos no britador.

Fig. 5.10. Representação esquemática das funções do sistema hydroset.

5.3.5 – Britador de rolos

Figura 5.11. Britador de rolos


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Funcionamento e características: Este equipamento consta de dois rolos cilíndricos de aço de mesmo diâmetro, dispostos paralelamente, girando à mesma velocidade, em sentido contrário, guardando entre si uma distância definida (figura 5.11). A alimentação é feita lançando-se os blocos de minério entre os rolos, cujo movimento faz com que os mesmos sejam forçados a passar pela distância fixada previamente por parafusos de ajuste. Essa ação promove a fragmentação dos blocos por cisalhamento. Esse britador é indicado para materiais friáveis. A grande desvantagem destas máquinas é que para se alcançar maiores graus de redução há necessidade de se utilizar rolos com diâmetros bem maiores em relação às partículas a serem fragmentadas. 5.3.6 – Britador de impacto de eixo vertical Barmac (impactor autógeno)

Figura 5.12. Britador de impacto de eixo vertical Barmac.

Funcionamento e características Desde o começo da mecanização de quebra de rochas, o homem tem imaginado quebrar rocha contra rocha, processo agora conhecido como britagem autógena. Uma nova forma de utilizar fragmentação autógena de alta intensidade (75 m/s) está disponível através impactores autógenos de eixo vertical. O impactor autógeno é em essência uma bomba centrífuga de pedras de alta energia que utiliza velocidades periféricas elevadas enquanto permanece virtualmente livre da abrasividade do material por empregar a ação de britagem de rocha contra rocha ao invés de rocha contra metal.


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O material que alimenta a parte superior da máquina é acelerado no rotor revestido de rocha e descarregado continuamente dentro da câmara de britagem a velocidade de até 85 m/s. Este processo reabastece o revestimento de rocha, provocando simultaneamente uma reação em cadeia de rocha-contra-rocha que produz a fragmentação. Pode-se lançar em cascata da umcâmara segundo de material, em quantidades para dentro da turbulência de fluxo britagem. Isto melhora a eficiênciacontroladas, energética, reduz o desgaste, além de proporcionar um controle na fragmentação para maximizar ou minimizar os finos. O rotor é montado em um eixo vertical e gira num plano horizontal com velocidades periféricas de 40 a 90 m/s (figura 5.13). O aumento da velocidade do roto r aumenta a energia cinética das partículas.

Figura 5.13. Rotor do impactor autógeno em corte. A energia para o processo de cominuição é aplicada a cada partícula na forma de energia cinética quando esta é acelerada pelo rotor e expelida contra a nuvem de partículas na câmara de britagem. O tamanho e a massa de cada partícula lançada pelo rotor variam de acordo com a distribuição granulométrica do material de alimentação, portanto o nível de energia de cada partícula variará desde um valor máximo para as partículas densas maiores até quase zero para as partículas superfinas. A entrada destas partículas energizadas dentro da nuvem de partículas da câmara de britagem provoca uma reação em cadeia de colisões interpartículas e a transferência de energia. As partículas grandes, densas e com alta energia, ao colidirem com as partículas menores ouAsmais frágeis,finas, provocam fortepouca impacto, resultando uma rápida fragmentação. partículas emboraum tenham energia cinética,em viajam a altas velocidades e causam um eficiente jateamento de areia em tudo que atingem. O tamanho máximo da alimentação está relacionado com o diâmetro do tubo do rotor. Os britadores Barmac podem receber material com tamanho desde 19 até 100 mm. Os britadores Barmac podem trabalhar com materiais mais abrasivos, contra indicados para os britadores de impacto convencionais. A umidade, que é o grande problema dos britadores cônicos, deixa de ser tão crítica. Os Barmac podem trabalhar com materiais maisque abrasivos, contra indicados é o grande parabritadores os britadores de impacto convencionais. A umidade, problema dos CETESC – Técnico em Mineração http://slide pdf.c om/re a de r/full/be ne fic ia me nto-i-ge ova ne -bra ga

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britadores cônicos, deixa de ser tão crítica. A distribuição granulométrica do produto do britador é função da granulometria da alimentação, friabilidade da rocha, velocidade do rotor, densidade da cortina de partículas na câmara de britagem e a proporção de cascata. Não depende das peças de desgaste dentro do rotor. No Brasil, a primeira aplicação industrial dos Barmac ocorreu na Samarco Mineração. Eles são utilizados na britagem terciária e quaternária e podem ser uma boa alternativa ao moinho de barras. Devido a seu produto com mais finos, podem ser empregados na alimentação de moinho de bolas, apresentando como vantagem, um aumento na capacidade do moinho em até 20%, em comparação com a britagem convencional e economia correspondente de energia (cerca de até 15%).

–

5.4 Curvas granulométricas dos britadores As curvas granulométricas (curvas fragmentatrizes) representam graficamente a distribuição por tamanho das partículas que compõem o produto da britagem. Qualquer que seja a ordem de tamanho do produto da britagem, sua distribuição granulométrica obedece a uma curva mais ou menos característica, levando-se em conta o tipo de máquina e o tipo de material britado (figura 5.14). Estas curvas são referidas à abertura de descarga (set) dos britadores. Os gráficos de distribuição granulométrica representam em ordenada as porcentagens retidas acumuladas (ou porcentagem passante), e na abscissa a abertura de uma malha quadrada em porcentagem do SET emem posição aberta. Certosestá fabricantes fornecem gráficosdas de distribuição granulométrica que, na abscissa, representado o tamanho partículas e, em cada gráfico, várias curvas. tamanho de pedra

1" 3" um 3" 1" 5" quando 3" 1" 5" O tamanho das 20partículas do produto de britador, abertura de mesh 10 mesh 1" 1 se 1 1conhece 2" 2 3" sua 4" 5" 6" 8 16 2 8 4 4 16 8 98,8 saída, é definido como sendo o tamanho 80% (P80), ou seja, é a malha quadrada98,8que deixa90passar 80% do produto desse britador. 90 1" 4

a s s a p %

et n

1" 3" 2 4

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abertura de saída - lado fechado

%

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Distribuição granulométrica a proximada do produto de britagem conforme a abertura de saí da na posição fechada (APF). CIRCUITO ABERTO

Figura 5.14. Curvas granulométricas dos britadores de mandíbulas (circuito aberto).


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5.5 – Circuitos de britagem Normalmente utiliza-se uma grelha vibratória ou uma peneira vibratória para trabalhar em circuito com um britador. Este circuito pode ser aberto ou fechado. a) Circuito Aberto Neste circuito a Nova Alimentação vai diretamente à peneira e o oversize da peneira alimenta o britador. O produto do britador junta-se ao undersize da peneira constituindo o produto final (figura 5.15). O circuito aberto é usado quando a porcentagem de material fino (menor que a abertura da malha) na nova alimentação é alta. Usa-se para escalpelar a alimentação de um britador. Não há um controle rígido da granulometria do produto. A britagem primária é normalmente feita na mina, ou em local próximo e em circuito aberto. b) Circuito Fechado É utilizado quando se deseja obter produtos com granulometria mais homogênea. Basicamente existem dois tipos de circuitos fechados: bl) Circuito Fechado Normal; b2) Circuito Fechado Reverso. bl) Circuito Fechado Normal

Neste circuito, a Nova Alimentação vai diretamente ao britador e a descarga do britador alimenta uma peneira vibratória. O oversize da peneira retoma ao britador constituindo a carga circulante e o undersize é o produto final. Quando o sistema entrar em equilíbrio, a carga circulante estará constante e a nova alimentação será igual ao undersize da peneira (figura 5.16 a). É normalmente usado quando a porcentagem de material fino na nova alimentação é baixa, não compensando a sua separação antes da britagem.

b2) Circuito Fechado Reverso Neste circuito, a Nova Alimentação vai primeiramente à peneira. O undersize da peneira constitui emàproduto O oversize da peneira alimenta o britador e o produto do britador retoma peneirafinal. constituindo a carga circulante. Quando o equilíbrio for alcançado, a carga circulante será constante e a nova alimentação será igual ao undersize da peneira (figura 5.16 b). É normalmente utilizado quando a porcentagem de material fino na nova alimentação é alta, compensando assim a sua separação antes da britagem.


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Figura 5.15 – Representação do circuito aberto de britagem.

Figura 5.16 – Representação do circuito fechado de britagem. a) Fechado normal; b) Fechado Reverso.


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6 – MOAGEM 6.1 – Conceito Moagem é a última etapa da Cominuição que utiliza a combinação de mecanismos apropriados (impacto, compressão, cisalhamento e atrito) que permitem obter partículas cujos maiores tamanhos estejam abaixo de alguns milímetros (3,3 mm ou 6#). A moagem é a área da cominuição que requer maiores investimentos, maior gasto de energia e é considerada uma operação chave para o bom desempenho de uma instalação de tratamento. A submoagem do minério resulta num produto grosseiro com grau de liberação baixo para uma separação econômica. A sobremoagem também não é desejada, pois ela reduz o tamanho das partículas desnecessariamente, o que acarretará maior consumo de energia e, muitas vezes, perdas no processo, devido ao material ultrafino. As máquinas mais empregadas na moagem são: moinho cilindrico (também denominados de moinhos rotativos, ou revolventes ou de carga cadente ou tubulares), moinho de martelos, moinho de discos e moinho vibratório. Somente os moinhos cilindros serão objeto de nosso estudo, por serem os mais utilizados.

6.2 – Objetivos Liberação das espécies minerais com vistas às operações de concentração

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subseqüentes. Adequação de produtos às especificações granulométricas industriais (talco, caulim, etc.); Transporte em minerodutos (concentrado de fosfato da Fosfértil, "pellet feed" da Samarco ); Adequação à utilização subseqüente (moagem do "pellet feed" para pelotização); Aumento da área de superfície para facilitar a reação química em processos hidrometalúrgicos e em particular, no processo de lixiviação; Aumento da área de superfície para promover uma velocidade adequada de reação na indústria química e, em particular, na fabricação de cimento.

6.3 – Divisão a) Segundo o tamanho das maiores partículas obtidas no produto: Moagem grossa: partículas na faixa de 6 a 20#; Moagem média: partículas na faixa de 20 a 100#; Moagem fina: partículas na faixa abaixo de 100#.   

b) Segundo as etapas de moagem: Moagem primária; Moagem secundária.  


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6.4 – Processos de Moagem a) Moagem a Úmido O material é misturado à entrada do moinho com água de modo a formar uma polpa (usualmente com 55 a 75% de sólidos). É normalmente utilizada para minérios que passam por uma posterior etapa de "Classificação e/ou "Concentração por via úmida. Vantagens da moagem a úmido: Facilita o escoamento da polpa através do moinho (a quantidade de água adicionada afeta a velocidade com que as partículas passam dentro do moinho)~ Maior facilidade de controle operacional; Menor consumo de energia (requer aproximadamente 75 a 80% da potência do que por via seca); 

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eliminando a necessidade de coletores Menorpoluição Maior capacidade por unidade de volume do moinho~ de poeira~ Toma possível o uso de meio de transporte simples como calhas, bombas e canos~ Toma possível o uso de peneiramento e classificação a úmido no controle do

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produto; A água dissipa o calor gerado na moagem.



Desvantagem: Maior desgaste dos corpos moedores e do revestimento interno do moinho, devido principalmente à corrosão (desgaste de 5 a 7% a mais do obtido por via seca). 

b) Moagem a Seco É normalmente executada quando os processos subseqüentes são a seco e o produto final deve ser fornecido a seco (talco, cimento, etc.). É aplicada também quando a separação sólido/líquido se torna difícil ou onerosa ou se o material reagir com água. Exige a instalação de equipamentos e dispositivos auxiliares para o abatimento de poeiras geradas no processo e para o transporte do material. Provoca sérios problemas de aquecimento do moinho.


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6.5 – Moinhos rotativos ou cilíndricos

Figura 6.1. Moinho cilíndrico. Constam essencialmente de uma carcaça de superfície cilíndrica de ferro, revestida internamente com placas de aço ou borracha resistentes ao desgaste, e que gira em tomo do seu eixo geométrico, Dentro desta carcaça são colocados os corpos moedores que podem ser:

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Bolas; Barras; Pebbles (seixos ou esferas de sílex); Cylpebs (São cilíndricos ou tronco-cônicos).

Estes corpos moedores preenchem cerca de 35 a 45% do volume interno total do moinho, entre os quais se alojam as partículas minerais a serem fragmentadas. Os pebbles (seixos) são usados quando o material a ser moído não pode ser contaminado com ferro proveniente da· abrasão dos corpos moedores. Usam-se pedras arredondadas como cascalho do mineral que está sendo moído ou de algum outro mineral que não interfira com a sua composição química. O tamanho mínimo dos cylpebs é de aproximadamente 2". Abaixo disso a utilização das bolas é obrigatório. O acionamento dos moinhos cilíndricos é feito por coroa-pinhão, a coroa sendo solidária ao moinho e externa à carcaça. O pinhão é tratado para ter dureza menor que a coroa. Recomenda-se instalar sempre o acionamento do lado oposto ao da alimentação, de modo que algum eventual entupimento que implique em derramamento da polpa da alimentação não venha a atingir a coroa, que é uma peça de usinagem muito cara. A alimentação dos moinhos é sempre feita por um orifício concêntrico com o eixo geométrico. A descarga mais comum é por transbordamento (tipo "overflow"), que dá maior rendimento operacional. Outros tipos de descarga são usados em casos especiais quando se deseja um maior controle na produção de finos.


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A moagem do material se faz por impacto ou por atrito aplicado às partículas pelos corpos moedores ou pelas outras partículas; a forma predominantemente de fraturamento depende das condições operacionais. O tamanho dos moinhos rotativos são comum ente designados pelas suas dimensões internas à carcaça e exterior ao revestimento: do seu diâmetro (D) e do seu comprimento (L), geralmente expressos em pés. São fabricados moinhos em diâmetros padronizados com dimensões de meio em meio pé. Assim, um moinho de bolas 16,5' x 25' (da Caraíba Metais) tem 16,5' de diâmetro e 25' de comprimento. Arranjos de alimentação dos moinhos: alimentador de tambor ("drum feeder"): é um tambor curto com placas internas

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em espiral que empurram o minério para dentro do moinho. O minério é alimentado ao tambor por gravidade. Funciona tanto a seco quanto a úmido; alimentador de tubo ("spout feeder"): é um tubo que descarrega o minério diretamente, por gravidade, para dentro do moinho. Só funciona a úmido; alimentador de bico-de-papagaio ("scoop feeder"): é um dispositivo especialmente projetado para circuitos fechados com classificador espiral. Pode ter uma ou duas entradas.

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Figura 6.2 – Arranjos de alimentação dos moinhos

6.5.1 – Regimes de funcionamento a) Regime de cascata Com o movimento da carcaça do moinho, os corpos moedores tendem a serem arrastados pela carcaça de modo a buscarem maiores alturas. Neste ponto, estes corpos moedores rolam do alto sobre os mais baixos como a corrente de uma cascata. É um regime característico de baixas velocidades sendo que a fragmentação se dá predominantemente por cisalhamento.


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Figura 6.3 – Regime de cascata b) Regime de catarata Se fizermos crescer a velocidade de rotação do moinho além de um certo limite, os corpos moedores adquirem uma maior altura, abandonam a zona de trajetória circular e passam para a zona de trajetória parabólica e em seguida se projetam na zona de impacto. É regime característico de altas velocidades e a fragmentação se dá predominantemente por impacto e cisalhamento.

Figura 6.4 – Regime de catarata Deve-se observar que o regime de operação do moinho não depende só da velocidade de rotação. Revestimentos mais rugosos favorecem a operação em regime de catarata, enquanto que revestimentos lisos favorecem a cascata. Maior carga de bolas favorece o regime de catarata, o mesmo acontecendo com a utilização de bolas maiores.

6.5.2 – Zonas ou regiões internas

Figura 6.5 – Zonas internas dos moinhos.


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a) b) c) d) e)

zona de trajetória circular (1); zona de trajetória parabólica (2); zona de impacto (3); zona vazia (4); zona morta (a carga se encontra praticamente imobilizada) (5).

6.5.3 – Circuitos de moagem a) Circuito aberto (figura 6.6) O moinho recebe somente a Nova Alimentação, havendo uma só passagem deste material pelo moinho e o produto já fica no tamanho requerido. Este circuito não possui nenhum tipo de controle da granulometria do produto.

Figura 6.6 – Circuito aberto de moagem

b) Circuito fechado (figura 6.7)

Figura 6.7 – Circuito fechado de moagem Estes circuitos são usados quando há um rigoroso controle da granulometria do produto, devendo a descarga do moinho passar por um sistema de classificação e o underflow retoma ao moinho constituindo a carga circulante. O material pode passar várias vezes pelo moinho até alcançar o tamanho desejado do produto final. Para um determinado valor da carga circulante, o sistema vai atingir o equilíbrio. Este equilíbrio se dá quando a quantidade do produto do classificador (overflow) se igualar a Nova Alimentação do moinho (NA = OF). Função da carga circulante: A carga circulante é utilizada para acertar a granulometria do produto do moinho. Aumentando-se a carga circulante, aumenta-se a quantidade de material que passa pelo moinho e diminui o tempo de residência de cada partícula dentro dele. Isto diminui a geração de finos. A presença de maior número de partículas faz com que o efeito da carga moedora sobre as partículas seja amortecido, o que também contribui para diminuir a geração de finos. CETESC – Técnico em Mineração http://slide pdf.c om/re a de r/full/be ne fic ia me nto-i-ge ova ne -bra ga

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A carga circulante é expressa em porcentagem da Nova Alimentação do moinho, ou seja: %CC = _CC_ NA %CC - taxa de carga circulante ou porcentagem da Nova alimentação que recircula (%); CC - massa de carga circulante (t/h); NA - Nova Alimentação do moinho (t/h). A carga circulante ótima de um circuito depende da capacidade do classificador e do custo de transportar a carga para o moinho. A taxa de carga circulante fica normalmente entre 100 e 350%, entretanto pode chegar a tão alto quanto 600%. 6.5.4 – Determinação da taxa de carga circulante (%CC)

a) Método da diluição (ou % de sólidos) dos produtos do classificador DA = Diluição da alimentação do classificador; Do = Diluição do overflow do classificador; Du = Diluição do underflow do classificador. Sabe-se que D = 100 - %Sól. %Sól b) Método da análise granulométrica dos produtos do classificador %CC = A – O x 100; onde: U – A

A = % ferida acumulada em qualquer malha da alimentação do classific&dor; O = % retida acumulada em qualquer malha do overflow do classificador; U = % retida acumulada em qualquer malha do underflow do classificador. Observação: Utilizar para cálculo a % retida acumulada na malha de corte do classificador.

6.5.5 – Velocidade crítica do moinho rotativo (Nc) É a menor velocidade do moinho a partir da qual ocorre a centrifugação da carga moedora. A velocidade crítica é calculada igualando-se a força centrífuga (Fce) ao peso (P) da bola, por exemplo, no ponto mais elevado do moinho. Fce = P; mv² = mg ; rB A velocidade critica é expressa pela equação: Nc = 30 ou Nc = 42,3 ; onde: √R √D Nc = velocidade crítica do moinho, em RPM; R = raio interno do moinho, em m;


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D = diâmetro interno do moinho, em m. Para se calcular a velocidade crítica de moinhos de laboratório, há de se considerar o diâmetro das bolas do moinho. Teremos: Nc = _ _ 30___ ; onde: √ (R – r) Nc = velocidade critica do moinho, em RPM; R = raio interno do moinho, em m; r = raio das bolas do moinho, em m.

6.5.6 – Velocidade de trabalho dos moinhos Operamos os moinhos cilíndricos com velocidades abaixo de suas velocidades críticas. Para um melhor aproveitamento da potência do moinho utiliza-se corno velocidade de trabalho cerca de 65 a 80% de sua velocidade crítica (figura 6.8).

Figura 6.8. Efeito da velocidade do moinho em sua potência. A tabela abaixo mostra os valores recomendados pelo fabricante para a operação dos moinhos.

% VELOCIDADE CRÍTICA

DIÂMETRO INTERNO

Metros

Pés

Barras

j

0,91-1,83 1,83-2,74 2,74-3,66

3-6 6-9 9-12

76-73 73-70 70-67

·80:78 78-75 75-72

3,66-4,57 4,57-5,49

12-15 15-18

67-64 -

72-69 69-66

Bolas

,

6.5.7 – Carga moedora

A carga moedora deve ser tal que quando o moinho estiver parado, ocupe um volume ligeiramente menor que a metade do volume interno. Geralmente, o volume da carga moedora (ou enchimento) é de 35 a 50% do volume interno do moinho, incluindo os vazios entre os corpos moedores.


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Figura 6.9. Potência do moinho em função da carga de bolas O gráfico da figura 6.9 apresenta a potência do moinho em função da carga moedora e está indicada a faixa normal de operação. O consumo de corpos moedores é variável, de acordo com o tipo de material a ser fragmentado, regime de funcionamento do moinho, etc. Durante paralisações prolongadas, é recomendável entrar no moinho, retirar os corpos moedores defeituosos e acertar o volume da carga no volume desejado. O volume da carga de um moinho é a fração ou porcentagem do seu volume cheio com os corpos moedores, incluindo os vazios entre os mesmos. Procedimento para se determinar o volume da carga do moinho

a) Realizar 3 medidas da altura da zona vazia do moinho, H 1, H2, H3, e calcular H. H = H1 + H2 + H3 3

Figura 6.10. Medida da altura da zona vazia b) Realizar 3 medidas do diâmetro máximo do moinho (de vale a vale), DMI, DM2,

DM3, e calcular DM .

Figura 6.11. Medida do diâmetro máximo do moinho CETESC – Técnico em Mineração http://slide pdf.c om/re a de r/full/be ne fic ia me nto-i-ge ova ne -bra ga

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DM = DM1 + DM2 + DM3 3 c) Realizar 3 mediadas do diâmetro mínimo do moinho (de crista a crista), Dm1, Dm2, Dm3, e calcular Dm.

Figura 6.12. Medida do diâmetro mínimo do moinho. Dm = Dm1 + Dm2 + Dm3 3 d) Realizar 2 medidas do comprimento do moinho, L1, L2, e calcular L.

Figura 6.13. Medida do comprimento do moinho L = L1+L2

2 e) Calcular a porcentagem de carga moedora existente dentro do moinho. f = 113 – 126.Hv ; onde: Dr f = % da carga moedora; Hv = altura verdadeira (distância do topo do moinho ao topo da carga em repouso, em m); Dr = diâmetro real (diâmetro do moinho, em m). Hv = H ± D M - Dm 4

; onde:

H = altura médiamáximo, da zona em vazia, DM = diâmetro m; em m; Dm = diâmetro mínimo, em m. CETESC – Técnico em Mineração http://slide pdf.c om/re a de r/full/be ne fic ia me nto-i-ge ova ne -bra ga

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Usa-se o sinal positivo, quando as medidas das alturas da zona vazia forem executadas na crista. Usa-se o sinal negativo, quando as medidas das alturas da zona vazia forem executadas no vale Dr = DM + Dm 2 e) Calcular a massa da carga moedora existente dentro do moinho. A massa de corpos moedores é função do volume do moinho, da porcentagem do mesmo carregado e da densidade aparente da carga, inclusive vazios. Se da = M V

; onde:

da = densidade aparente da carga moedora, em t/m3; M = massa da carga moedora, em t; V = volume da carga moedora, em m3.

M=Vda SendoV M = πR²L VM = volume do moinho; em m3; R = raio do moinho, em m; L = comprimento do moinho de bolas ou comprimento das barras (para moinho de barras), em m.

Então M = f. VM ; M

= πR²Ld a

. f_ 100

6.5.8 – Carregamento ou reposição da carga moedora Para o carregamento de barras é necessário paralisar o moinho e colocar as barras através da boca de saída. Para moinhos maiores existem equipamentos destinados a facilitar esse carregamento. Durante paralisações mais prolongadas, é recomendável entrar noo volume moinhodee barras retirarexistentes. as barras quebradas ou deformadas, aproveitando para conferir As bolas são carregadas diariamente ao moinho, na taxa necessária à manutenção do volume de carga requerido, sem paralisação do moinho. As bolas são carregadas pela boca de alimentação. Durante paralisações muito prolongadas é recomendável entrar no moinho pela porta de inspeção e retiraras bolas defeituosas e acertar a carga no volume desejado.


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6.5.9 – Revestimentos dos moinhos

O objetivo da utilização dos revestimentos nos moinhos é: proteger a carcaça contra o desgaste, reduzir o escorregamento entre a carga de corpos moedores e a parede do moinho e fornecer trajetórias adequadas à carga moedora. Os revestimentos são fabricados de material resistente ao desgaste, com forma adequada para facilitar sua substituição quando necessário. Tipos de revestimentos

a) Quanto ao material metálico (aços especiais e alguns tipos de ferros fundidos. Quando se utilizam



placas metálicas é necessário interpor entre elas e a carcaça um lençol de borracha ou de zinco fundido de modo a evitar danos à carcaça); borracha (Não pode ser usada em moinhos a seco devido à alta temperatura- ou quando a polpa tem óleos ou solventes que ataquem a borracha. Tem resistência ao desgaste superior ao material metálico, é mais leve, permite manutenção fácil e absorve parte significativa do ruído. Desvantagem: preço muito alto); refratário ou cerâmico (para aplicações muito especiais: moinhos de seixos); mistos (metal + borracha); Os revestimentos metálicos e os de borracha são os mais utilizados. 

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b) Quanto à forma (figuras 6.14 e 6.15) A forma dos revestimentos pode variar em função da aplicação. lisos: facilita o deslizamento da carga, há uma predominância da moagem por atrito. sendo, portanto, mais aplicado em moagem fina; com rugosidade: facilita a elevação da carga sendo usados para a moagem mais grosseira. 



Para a escolha do tipo mais adequado de revestimento, assim como para a escolha de material de fabricação, é importante considerar os seguintes fatores: tipo de moinho (bolas. barras, etc), tamanho do moinho, velocidade do moinho, tipo de descarga, material a se:moído, dureza do minério (WI), granulometria da alimentação, granulometria do produto, diâmetro dos corpos moedores, operação a úmido ou a seco, densidade aparentededos corpos moedores, presença de pedaços de corpos moedores, prática de recarga corpos moedores. Principais variáveis operacionais: quantidade de corpos moedores carregada ao moinho, velocidade de rotação, % de sólidos da polpa, taxa de alimentação, granulometria da alimentação e do produto; etc.


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Figura 6.14. Tipos de revestimentos (quanto à forma).

Figura 6.15. Curvas de queda de bolas para vários tipos de revestimentos.


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6.5.10 – Moinho de barras

Características principais

Figura 6.16. Moinho de barras

a) Carga moedora O rneio moente é constituído de barras cilíndricas, de diâmetro variável, de comprimento 6" menor que o do moinho e sem apresentar rebarbas (pontos com quinas). As pontas das barras são desquinadas para evitar que os cantos vivos risquem as outras barras e assim induzam zonas de baixa resistência à fadiga. As barras são fabricadas de aço com alto teor de carbono que as tomam mais quebradiças que maleáveis. Com isso, em fase de operação, evita-se a flexão ou mesmo o entortamento das mesmas, que implicaria no embaraçamento da carga. Assim, com o desgaste, quando as barras chegam a um diâmetro que possam se quebrar e emaranhar a carga, devem ser retiradas. O limite prático para o comprimento das barras é de 20 ft. além deste valor, a deformação e quebra são muito intensas. A densidade aparente da carga de barras no moinho é de aproximadamente 6;2 tlm 3. O volume ocupado pela carga de arras é de 35 a 40% do volume do moinho.

As partículas minerais, dentro do moinho, caminham no centro da área morta da secção ocupada pelas barras. As barras, sendo muito pesadas em relação às partículas, tendem a afundar, deixando pouco espaço disponível para o fluxo do minério. As partículas grossas, junto à entrada, separam as barras, abrindo o feixe. Como junto à descarga o tamanho das partículas é menor, o feixe de barras está lá mais fechado. O volume de barras e o espaço entre elas têm, portanto um formato afunilado, como mostrado na figura 6.17.

Figura 6.17. Volumes de barras e partículas no moinho de barras Em conseqüência, as partículas minerais movem-se livremente no espaço inter-barras enquanto este é maior que o seu tamanho. Quando ele se torna igual, elas são retidas e fraturadas, os fragmentos voltando então a se mover até serem retidos e cominuídos, de maneira e sucessiva. Em geral, os tamanhos máximos do produto são bem definidoscíclica e homogêneos. CETESC – Técnico em Mineração http://slide pdf.c om/re a de r/full/be ne fic ia me nto-i-ge ova ne -bra ga

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b) Dimensões do moinho O comprimento do moinho deve ser sempre maior que 1,25 vez o diâmetro, pois caso contrário, as barras poderiam ficar atravessadas no moinho emaranhar-se. Dimensões usuais dos moinhos de barras: L ≥ 1,4 a 1,6 D Dimensões máximas dos moinhos de barras: L = 6,0 m ; D = 4,5 m.

c) Granulometria da alimentação e do produto Estes equipamentos trabalham com alimentação na faixa de 3/4" a 3/8" e produtos entre 4# e 28#. d) Velocidade de rotação Giram a rotações mais baixas que os moinhos de bolas. As barras devem rolar e ser levemente velocidadesarremetidas mais baixas.contra a carga; mais rolar que arremeter, o que implicaria nas Velocidades de trabalho usuais: 60% a 75% da velocidade crítica.

e) Tipos de descarga descarga por overflow: tem o diâmetro da boca de descarga maior que o diâmetro da boca de alimentação, de modo que a diferença de nível entre a entrada e a saída é suficiente para que a polpa flua através do moinho: Esta configuração só permite a operação a úmido. Funciona melhor para produtos mais finos. As relações de redução (RR) obtidas são de 15 a 20: 1.



descarga periférica: realiza a descarga através de uma abertura (rasgo) na



extremidade do tambor oposta à entrada da alimentação. Com isto, o volume ocupado pela polpa, dentro do moinho, é' reduzido à metade e o tempo de residência do material dentro do moinho diminui proporcionalmente. Obtém-se RR = 12 a 15:1.

Descarga periférica central: é semelhante ao caso anterior, apenas que o rasgo é no



meio do tambor. A alimentação é feita pelas duas extremidades do moinho o que reduz o tempo de residência e o volume útil ocupado pelo material. Esta configuração é restrita à operação a seco. Obtém-se RR = 4 a 8:1.

Figura 6.18. Tipos de descarga dos moinhos de barras


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Aplicações principais dos moinhos de barras Preparação do material para ser alimentado ao moinho de bolas, operando o moinho de bolas em circuito fechado; Usado também em moagem em circuito fechado, para a obtenção de um produto grosso (35# a 48#); é empregado em moagem a seco (Ex.: moagem de coque em usina Raramente siderúrgica).

6.5.11 – Moinho de bolas Características principais

Figura 6.19. Moinho de bolas

a) Carga moedora A carga moedora é constituída de bolas (esferas) de aço ou ferro fundido, podendo ser utilizados outros tipos de corpos com formas geométricas diferentes como a cilíndrica ou tronco-cônica ("cylpebs"), por exemplo. Como regra grosseira, o tamanho das bolas deve ser de 4 a 5 vezes o tamanho da alimentação. O tamanho mínimo das bolas utilizadas industrialmente é de 1". O moinho deve iniciar sua operação com uma carga de bolas escalo nada, isto é, com vários tamanhos de bolas abaixo do tamanho máximo de bola obtida pelo cálculo. Em geral, a reposição das bolas é feita apenas com o maior tamanho de bola usado para a carga inicial, ou no máximo incluir um ou dois tamanhos abaixo deste. As condições usuais de operação são de 35% a 50% do volume útil cheio bolas, mais freqüentemente entre a 45%. A bolas densidade aparente carga deSabe-se bolas é de aproximadamente 4,6 t/m³. Já foi 40 visto que as devem rolar eda cascatear. que existe uma distribuição de tamanho de bolas que produz um melhor efeito. Na realidade, o resultado ótimo seria obtido se as bolas de maior diâmetro cascateassem sobre as partículas grossas da alimentação, isto é, na entrada do moinho e as bolas mais finas rolassem sobre as partículas mais finas, isto é, da metade do moinho para frente. Entretanto, infelizmente, existe uma tendência à migração das bolas maiores em direção à descarga, onde elas são inúteis (talvez arrastadas pelo movimento da polpa). Migrando para lá elas empurram as bolas menores na direção oposta, onde estas são inúteis. Para reverter esta tendência, podem ser construídos revestimentos aletados com aletas inclinadas em direção mostra a figura 6.20. à geratriz do cilindro, de modo a jogar as bolas para trás, como


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Figura 6.20. Segregação das bolas b) Dimensões do moinho

A relação comprimento / diâmetro interno varia entre 1 e 1,5, sendo maiores quando se deseja produtos mais finos. c) Granulometria da alimentação e do produto

A granulometria da alimentação é usualmente 15 moinho mm. Geralmente preparação da alimentação de um moinho de bolasmenor é feita que por um de barras oua por britadores (terciários ou quaternários). Os moinhos de bolas são capazes de fornecer um produto tão fino quanto se queira (de 35# até poucos micrometros).

d) Velocidade de rotação As condições usuais de operação são 65 a 80% da velocidade critica. e) Tipos de descarga (figura 6.21) descarga por overflow idêntica à do moinho de barras; 

.

descarga barras. por diafragma: é semelhante à descarga periférica dos moinhos de



O diafragma, que é um disco preso à carcaça interna do moinho e contém aberturas, é usado em alimentações grosseiras ou para a minimização da geração de finos. A potência consumida nestes moinhos é maior (cerca de 15 a 20%) e apresenta maior consumo de corpos moedores quando se compara com os moinhos d~ descarga por overflow. Não se utilizam moinhos de bolas de· descarga periférica porque o diafragma é muito melhor. Por outro lado, não se pode pensar em usar moinhos de barras com diafragma, pois esta peça não resiste aos impactos das barras.

Figura 6.21. Tipos de descarga dos moinhos de bolas Aplicações principais dos moinhos de bolas Têm aplicação mais generalizada, têm emprego principalmente em moagem



fina, seja a úmido, seja a seco;


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Apresentam uma eficiência bastante boa quando alimentados com produto de

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granulometria regular e relativamente fina, como é o caso de produto de moinho de barras em circuito aberto. Isto explica o grande sucesso apresentado pela moagem em dois estágios (barras / bolas), com o moinho de barras trabalhando em circuito aberto alimentando o moinho de bolas em circuito fechado.

Instalações tipo podem serdos alimentadas dependendodeste das características mesmos. com~ material britado até 1" ou 2", São usados ainda como moinhos primários, em circuito fechado. Neste caso, a britagem deve ser feita a 1/2” ou ¾” no máximo, dependendo do produto.

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6.6 – Energia de fragmentação A energia sempre foi um item caro nas operações de fragmentação de minérios. Entretanto, não há um procedimento de grande precisão que permita o cálculo seguro da energia consumi da numa operação de fragmentação. Sabe-se que a força necessária para buscar a fragmentação de um corpo mineral tem que ser suficiente para vencer as forças de "ligação interna" deste corpo. Logo existe uma relação entre a força necessária para efetuar uma determinada fragmentação em um corpo mineral e a fragmentação entre si. Dentre as tentativas de se relacionar a energia consumi da com a fragmentação causada em um corpo mineral são aceitas as conhecidas "Leis de Fragmentação", que são em número de três: a) Lei de Rittinger A lei de Rittinger relaciona a energia consumi da com a área superficial produzida

durante a fragmentação. A energia consumi da na fragmentação é proporcional à área da nova superfície produzida. A expressão matemática dessa lei é:

, onde:

E = energia consumida na fragmentação; K = constante de proporcionalidade; Ti = tamanho inicial da partícula; T f = tamanho final da partícula. A lei de Rittinger é aplicada aos estágios de britagem secundária e terciária.

b) Lei de Kick Esta lei relaciona a energia consumida com o tamanho ou o volume do corpo mineral a ser fragmentado. A energia de fragmentação é proporcional à relação dos volumes iniciais e finais das partículas fragmentadas. A lei de Kick é a que mais se aplica à britagem primária. A expressão matemática dessa lei é:

, onde

E = energia consumida na fragmentação; K = constante de proporcionalidade; tamanho inicial Tif == T tamanho finalda dapartícula; partícula.


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c) Lei de Bond Relaciona a energia consumida com a raiz quadrada dos diâmetros do produto e da alimentação, e com o WI ou índice de Bond. Esta lei é aplicada fundamentalmente à moagem, servindo, inclusive, ao dimensionamento dos moinhos. A energia necessária para realizar a fragmentação de um material, de um tamanho inicial F até o tamanho P do produto, é dado pela expressão: , onde: E = energia para fragmentar 1 tonelada curta de material, dada em kWh; K = constante de proporcional idade; F80 e P80 = aberturas, em malha quadrada, que deixam passar 80% da alimentação e do produto, respectivamente, dadas em micrometros. Normalmente a constante de proporcionalidade é dada de outra forma, ou seja: A energia necessária para fragmentar o material de um tamanho infinito até 80% passante em 100 micrometros é dada por:

WI (“ Work Index”) oi índice de Bond) = é a energia em, kWh, necessária para fragmentar uma tonelada curta de material desde um tamanho infinito até 80% passante em 100 micrometros. A expressão de Bond é ainda utilizada hoje, com aplicação de fatores de correção (Rolland), para o dimensionamento dos moinhos revolventes (barras e bolas). A determinação do WI pelo método de Bond consiste de um ensaio padrão, realizado em laboratório, que envolve uma simulação de moagem em circuito fechado, utilizando uma peneira (malha teste) como classificador.


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7 – REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS ARRUNATEGHI, H. C. – Processamento de minerais. Apostilas. Escola de

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Beneficiamento i - Geovane Braga

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