07 - classificação e cominuição completa

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TÉCNICO EM 
MINERAÇÃO
MÓDULO III
Cominuição e classificação
 
COMINUIÇÃO E 
CLASSIFICAÇÃO
Ficha Técnica
Elabroração -Escola Estadual de Educação Profissional - José Chaves Neto
Capa / Diagramação - Gabriel Araújo Galvão
Diretor Pedagógico - Edilvo de Sousa Santos
Índice
Introdução à Cominuição e Classificação ..............................................05
Objetivos da Cominuição ...........................................................................06
Mecasismos de Fragmentação ..................................................................08
 Introdução à britagem ................................................................................11 
 Introdução à Moagem .................................................................................21
Dimensionamento de Britadores e Moinhos .......................................31
Peneiramento e Classificação ....................................................................55
Energia de Cominuição ................................................................................86
Carga Circulante ............................................................................................88
Bibliografia .......................................................................................................92
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 O aproveitamento de matérias-primas minerais requer invariavelmente alguma forma de processamento (tra-
tamento). A intensidade do tratamento necessário do minério depende do teor do minério na jazida, assim como da 
especificação desejada do produto. A fim de atingir essa especificação do produto, a qual é normalmente dada em 
termos de um teor mínimo de metal de interesse ou composto no produto, ou de um teor máximo de algum tipo de 
contaminante, torna-se necessária à concentração do minério.
 A metalurgia extrativa é responsável pela produção de metais a partir de minérios. As atividades que inserem 
nessa área são divididas em tratamento de minérios, hidrometalurgia e pirometalurgia. O tratamento de minérios ou
processamento de matérias-primas minerais consiste das operações que visam a modificação da granulometria, da 
concentração relativa das espécies minerais presentes ou a forma, sem que a identidade química ou física dos mine-
rais seja modificada. Já nas etapas subseqüentes de hidrometalurgia e pirometalurgia, a identidade química e física é 
modificada através do uso de solventes e de reações químicas a altas temperaturas, respectivamente.
 De um modo geral, o tratamento de minérios pode ser subdividido nas seguintes etapas, como mostra a Figura 1:
 • Preparação,
 • Concentração,
 • Desaguamento.
 A etapa de preparação diz respeito às operações de cominuição e separação por tamanhos que objetivam 
liberar os componentes minerais. Nos casos de minérios de alto teor (cada vez mais raros) a etapa de preparação já é
responsável pela geração do produto final vendável. Esse é o caso de alguns minérios (p. ex. o minério de ferro de 
Carajás), de agregados para a construção civil (areia e brita) e de rochas calcárias.
 Na maior parte dos casos, é necessária a concentração do mineral minério e a remoção de contaminantes (mi-
nerais de ganga) presentes no minério. Na maioria das vezes, as operações de concentração são realizadas a úmido. A
utilização ou o processamento subseqüente dos produtos requer a remoção e recuperação da água contida neles. Esta 
operação, chamada desaguamento, além de eliminar parte da água do concentrado, também tem por objetivo reciclar 
parte da água contida nos rejeitos para uso na usina de beneficiamento.
 Para um minério ser concentrado é necessário que os minerais estejam fisicamente liberados, ou seja, uma 
partícula deve apresentar idealmente uma única espécie mineralógica. Para se obter a liberação do mineral, o minério 
é submetido a uma operação de redução de tamanho, cominuição, isto é, de britagem e/ou de moagem.
 Além das operações citadas acima, também existem as operações auxiliares de transporte e manuseio de sóli-
dos. Essas são responsáveis pela homogeneização dos sólidos, a fim de minimizar as variações qualitativas na alimen-
tação das várias operações unitárias, ou pelo transporte de sólidos, estejam eles secos ou na forma de polpas dentro 
da usina de processamento. 
Figura 1 - Fluxograma típico de processamento mineral.
1. Introdução à Cominuição e Classificação
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 A cominuição, palavra derivada do latim “comminuere”, consiste de métodos específicos para redução de ta-
manho de partículas através da aplicação de pressão (compressão), criação de impacto cinético entre minério e corpo
moedor (impacto), ou através de atrito da superfície de partículas do minério com a superfície dos corpos moedores 
(abrasão).
 No beneficiamento de minérios, a cominuição é necessária para se obter uma granulometria adequada ao 
processo de concentração utilizado, assim como para a consecução de uma liberação adequada dos minerais a serem
separados. É imprescindível a obtenção de elevado grau de liberação, para ser possível a consecução de concentrados 
com teores adequados a uma taxa de recuperação razoável do mineral útil.
Figura 2 – Aspecto da Cominuição e Classificação em unidades de britagem dos municípios de Itaitinga (A) e Pacatuba (B).
 Portanto, os objetivos da cominuição podem ser resumidos como a seguir:
 − Produzir partículas de um dado tamanho ou forma;
 − Liberar o mineral-minério dos minerais de ganga de maneira que eles possam ser posteriormente concentra-
dos;
 − Aumentar a área superficial específica dos minerais de um minério expondoos mais facilmente ao ataque 
por reagentes químicos.
 A fragmentação é quase sempre dividida em várias etapas, para minimizar seus custos e não fragmentar as 
partículas além do necessário.
 Os processos de cominuição podem ser feitos a seco ou via úmida dependendo de alguns fatores técnicos e 
econômicos. Por exemplo, um minério com umidade alta deve ser moído a úmido, pois o custo para secagem seria 
proibitivo. Já um minério extraído de uma região desértica ou muito seca, moído a seco, poderá apresentar vantagens 
econômicas substanciais. Porém, geralmente, a moagem via úmida apresenta menor custo de investimento e menor 
custo operacional do que a moagem a seco.
 As etapas iniciais da fragmentação, quando ainda são gerados tamanhos relativamente grandes de partículas 
(diâmetros até aproximadamente 1 milímetro), são chamadas de britagem. Quando a fragmentação visa atingir tama-
nhos bem menores (por exemplo: 0,074 milímetros) dá-se o nome de moagem.
 Os circuitos de cominuição existem pela necessidade do processo ser estagiado, devido às limitações geomé-
tricas e mecânicas das máquinas e devido ao fato de que quanto maior a relação de redução (relação entre o diâmetro 
das partículas na entrada e na saída do processo) menor será a eficiência energética da máquina.
 A seleção de um circuito de cominuição correto depende da distribuição granulométrica da alimentação e do 
produto e de outras propriedades físicas que definem a dureza, competência e abrasividade do minério. Estas proprie-
dades variam muito de minério para minério e podem ter variações dentro de diferentes partes da mesma reserva 
mineral.
2. Objetivos da Cominuição
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 Os métodos de cominuição são classificados de acordo com a granulometria do minério em britagem e moa-
gem. Os britadores devem ser estruturalmente reforçados, de forma a serem aptos à aplicação de elevados esforços 
localizados enquanto os moinhos devem ser capazes de distribuir uma grande energia sobre um grande volume de 
partículas.
Figura 3 – Instalações de britagem nos municípios de Caucaia (A) e Itaitinga (B), em que se observa grande emissão de pó.
 O termo moagem é usado quando corpos moedores são colocados junto com o minério em uma câmara ro-
tativa ou oscilante.
Isto proporciona contato máximo entre corpo moedor e minério, aplicando impacto e abrasão. Os 
corpos moedores podem ser partículas grandes do próprio minério (moagem autógena), bolas de aço, barras de aço 
ou corpos de cerâmica, entre outros.
 As relações de redução em cada etapa do processo são pequenas: britagem primária 8:1; britagem secundária 
entre 8:1 e 6:1; britagem terciária entre 4:1 e 6:1. Exemplificando esta informação podemos dizer, que em uma brita-
gem primária um bloco de rocha que chegou a um britador primário com um diâmetro de 40” deverá ser reduzido a 
blocos menores, em torno de 5”. Se o britador estiver regulado para uma abertura de 5”, o tamanho máximo do bloco
a ser britado não deve exceder a 40”.
Figura 4A – UNIDADE SEMI-MÓVEL.
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Figura 4B – Diagrama esquemático geral de um processo de britagem.
Foto 01 – Britagem secundária.
 A fragmentação ou redução de tamanho é uma técnica de vital importância no processamento mineral. Um 
minério deve ser fragmentado até que os minerais úteis contidos sejam fisicamente liberados dos minerais indesejá-
veis. Às vezes, a redução de tamanho visa apenas à adequação às especificações de granulometria estabelecidas pelo 
mercado, como, por exemplo, a fragmentação de rochas como o granito ou calcário para a produção de brita.
 Quando uma partícula é submetida a esforços mecânicos superiores à sua resistência à ruptura, ocorre a pro-
pagação de trincas já existentes e a iniciação de novas trincas em seu interior, o que causa a fragmentação da partícula. 
 Os esforços mecânicos aplicados podem ser normais (compressão ou tração) ou tangenciais (cisalhamento). 
A resposta de qualquer sólido à aplicação de tais esforços se dá na forma de deformações, as quais podem ser classi-
ficadas como elásticas e inelásticas.
 Os materiais rochosos em sua maioria se deformam de forma elástica, até muito próximo do instante de sua 
ruptura. Entretanto, em alguns casos, podem apresentar comportamento inelástico, caracterizando-os como elasto-
-plásticos, caso em que o resultado da aplicação de esforços é a deformação permanente do material (CETEM - Tra-
tamento de Minérios 4ª Edição). Durante a fragmentação, as forças de contato deformam as partículas criando um 
campo de tensões, e as partículas respondem criando trincas ou se deformando inelasticamente. Conforme a Figura 5, 
esse processo pode ocorrer pelos mecanismos de abrasão, clivagem ou estilhaçamento, os quais dependem do nível 
de energia aplicada (King, 2001).
3. Mecasismos de Fragmentação
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Figura 5: Formas de fraturas em rochas
 Em todos os casos, a fragmentação é uma operação que envolve elevado consumo energético e baixa eficiên-
cia operacional, representando, normalmente, o maior custo no tratamento de minérios.
 Uma relação que permita calcular a energia necessária à fragmentação de um material até um certo tamanho 
é uma aspiração antiga de cientistas e técnicos pois, sendo o gasto de energia na fragmentação, o que mais onera uma
instalação industrial, é de grande valia a sua determinação.
 Várias relações foram postuladas ao longo do tempo e dentre elas temos as mais importantes tais como:
 • Lei de Rittinger - Esta lei se aplica à fragmentação muito fina como, por exemplo, à moagem de clinquer de 
cimento.
 • Lei de Kick - Esta lei se aplica, de preferência, à fragmentação de matacões.
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 • Lei de Bond - Chamada de “3ª Lei de Fragmentação”. “A energia consumida para reduzir o tamanho de um 
material é inversamente proporcional à raiz quadrada do tamanho”. Ele definiu como tamanho, a abertura da peneira 
pela qual passam 80% do material.
 A diferença entre o postulado de Bond e os demais foi a introdução do conceito de um índice conhecido como 
WI (Work Index) ou índice de trabalho, que é definido como o trabalho necessário para reduzir a unidade de peso 
(tonelada curta = 907 kg) do material considerado, desde um tamanho inicial, teoricamente infinito (F = ∞), até uma 
granulometria 80% passante em 100 μ m.
 O WI é uma característica do minério. É um parâmetro da cominuição que expressa a resistência de determi-
nado minério de ser britado ou moído.
 A aplicação da equação de Bond no cálculo da energia consumida numa instalação de moagem se difundiu, e 
a determinação experimental do WI é hoje uma prática normal em muitos laboratórios.
 Para esta determinação utiliza-se um moinho padrão (Proposta de Norma Técnica NBR 11376 ABNT), e com a 
metodologia descrita nesta norma, calcula-se o índice de moabilidade do material (Mob) que corresponde à massa
em gramas passante na peneira de malha teste, gerada em cada rotação do moinho, simulando um circuito fechado. 
 O valor do WI é calculado pela fórmula seguinte:
 Onde:
 WI = índice de trabalho em kWh/t;
 Am = abertura da malha teste de classificação em m;
 P = abertura da peneira onde passam 80% da massa do produto, em m;
 F = abertura da peneira onde passam 80% da massa da alimentação, em m;
 Mob = índice de moabilidade;
 1,1 = fator de conversão de tonelada curta para tonelada métrica;
 Em 1961, Hukki confirmou que as leis de cominuição anteriores se aplicam a determinados intervalos.
 A figura 6 mostra a relação estabelecida por Hukki para o consumo de energia em função da granulometria 
do produto. É possível perceber que todas as três Leis seriam válidas para diferentes intervalos de granulometria, mas 
que para o intervalo onde a moagem primária / secundária de minérios é desenvolvida, a Lei que se aplica é a de Bond.
 Apesar de grande aplicação na moagem de minérios, a Lei de Bond leva a grandes discrepâncias devido às 
condições de operação em uma usina diferirem de forma ampla das condições testadas.
 Segundo Rowland (1980), a equação de Bond deve considerar oito fatores de eficiência em seu cálculo de 
potência, os quais são calculados a partir de desvios das condições específicas, para as quais a equação de Bond foi
desenvolvida. 
 Estes oito fatores são os seguintes:
 EF1 - Moagem a seco: Para a moagem a seco utiliza-se um fator de 1,3 e para moagem a úmido um fator de 1. 
Isto acontece devido ao fato que a moagem a seco tem menor eficiência que a moagem a úmido.
 EF2 - Circuito aberto em moinhos de bolas: A moagem em circuito fechado é mais eficiente do que a moagem 
em circuito aberto. Segundo Beraldo (1987), “como as curvas de distribuição granulométrica em circuito aberto ou em
circuito fechado são distintas, a especificação dos produtos de circuito aberto deve ser feita em relação à porcentagem 
retida em uma determinada malha”.
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Figura 6 – Relação entre a energia fornecida e tamanho da partícula na cominuição (Hukki, 1961).
 EF3 - Fator de diâmetro: Até um diâmetro de 3,81 m, a eficiência do moinho cresce e acima de 3,81 m esta 
eficiência se mantém constante e igual a 0,914.
 EF4 - Fator de oversize: Quando a alimentação contém partículas muito grandes o moinho tem uma baixa 
eficiência para moagem dessas partículas.
 Dessa forma se aplica um fator relativo a essa ineficiência.
 O WI a ser utilizado para os cálculos do EF4 é aquele determinado para moinho de barras mesmo que o cálculo 
do dimensionamento esteja sendo feito para um moinho de bolas.
 EF5 - Material fino: Este fator, estabelecido por Bond, é utilizado para produtos com 80 % passante em 74 μ m.
 
 EF6 - Relação de redução em moinho de barras: Se a relação de redução for alta, não é necessária a uti-
lização do fator EF6. No entanto, seu uso é recomendado sempre que o WI do minério for superior a 7 kWh/t.
 EF7 - Baixa relação de redução em moinhos de bolas: Como o uso deste fator só acontece quando a 
relação de redução no moinho de bolas é inferior a 6, raramente é utilizado pois, normalmente, nesse tipo de 
moinho a relação de redução é muito maior
que este valor. Este fator é mais freqüentemente utilizado no caso 
de remoagem.
 EF8 - Moagem em moinho de barras: O fator EF8 varia de acordo com a forma de preparação da alimen-
tação do moinho. Exemplo: Alimentação do moinho proveniente de circuito aberto de britagem, EF8 = 1,4.
 A britagem consiste da quebra de partículas principalmente pela ação de esforços compressivos ou de impacto. Os 
esforços compressivos são aplicados, em geral, por meio do movimento periódico de aproximação e afastamento de uma 
superfície móvel contra outra fixa. Esse é o caso dos britadores de mandíbulas, britadores giratórios e britadores cônicos.
Figura 7 – O processo de compressão (Fonte: Metso Minerals, 2002)
 A quantidade de finos produzidos pode ser reduzida minimizando a área de aplicação da carga e isto é feito 
nos equipamentos de britagem usando superfícies corrugadas. A resistência das rochas à compressão é muito maior 
que a resistência à tração quando, geralmente, a ruptura se produz ao longo dos planos de cisalhamento.
EF5= 
4. Introdução à britagem
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 Nos britadores classificados como de impacto os esforços de quebra são resultantes da projeção de partí-
culas contra elementos do britador ou do revestimento, como exemplo pode-se citar os britadores de impacto e de 
martelos, ambos com eixo horizontal, e o britador de impacto de eixo vertical (VSI). Assim, os britadores podem ser 
classificados conforme o mecanismo usado seja ele compressão ou impacto, e a aplicação de um determinado tipo de 
britador esta vinculada ao tipo de material, a capacidade e a razão de redução desejada.
 A alimentação dos britadores é feita através de alimentadores de correia dotados de inversores de freqüência, 
esses, intertravados à lógica de alimentação de cada modelo de britador, ou seja, nesse caso específico, o alimentador 
deve variar a velocidade de acordo com a corrente elétrica dos motores dos britadores de rolos; já nos britadores cô-
nicos a velocidade do alimentador deve variar a velocidade de acordo com o nível da câmara de britagem. Todo esse 
controle é feito através do CLP (controlador lógico programável).
Figura 8 – Caminhão descarregando material na caixa de alimentação do britador primário (A) e alimentador vibratório(B). Município de Pacatuba.
 Uma importante aplicação dos processos de britagem é na produção de agregados para construção ci-
vil. Nessa indústria são utilizados britadores de mandíbulas, giratórios e cônicos, principalmente estes últimos, 
porque apresentam alta produtividade, baixo custo de operação e de manutenção e limitada taxa de desgaste 
dos revestimentos.
 - Classificação dos estágios de britagem (Figueira et al., 2004)
 Para fins de especificações e características apresentamos abaixo os principais equipamentos para realizar a 
fragmentação primária da rocha:
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4.1 BRITADOR DE MANDÍBULAS
 Os britadores de mandíbulas são classificados em dois tipos, baseando-se no mecanismo de acionamento da 
mandíbula móvel. Assim, tem-se britadores de um eixo (Figura 9) e dois eixos - tipo Blake (Figura 10). Nos britadores 
de dois eixos, a mandíbula móvel tem movimento pendular, enquanto que os de um eixo, tem movimento elíptico. 
Em termos de custos de capital, britadores de dois eixos são cerca de 50% mais elevados que os de um eixo, sendo 
indicados para materiais mais abrasivos e de difícil fragmentação.
 Os britadores de mandíbulas são classificados em dois tipos: de um e dois eixos.
 Como o de um eixo é o mais utilizado, vamos nos dedicar a ele.
 Seu princípio de funcionamento é relativamente simples: veja na figura x: o eixo excêntrico (3) provoca um 
movimento que aproxima a parte superior da mandíbula móvel (5) da fixa (6), ao mesmo tempo em que aquela se 
move para baixo, com uma trajetória elíptica. Esta operação esmaga o material e força-o para baixo. No movimento 
seguinte, a parte inferior da mandíbula móvel é que se aproxima da fixa, enquanto o eixo excêntrico completa o seu 
giro. A abanadura (7) serve de braço de alavanca para esse movimento, O suporte da mandíbula móvel, que está fixo 
no eixo excêntrico, denomina-se queixo (4).
ONDE É APLICADO:
 O consumo de pedra britada aumente de ano para ano: o progresso exige novas estradas, edifícios, barragens, 
etc. Virtualmente, toda construção depende de pedra para ser britada (quebrada) para ser reduzida ao tamanho
(granulométrica) especificada. 
 Também a procura de minério tem aumentado com o desenvolvimento tecnológico e industrial. Os processos 
metalúrgicos e de concentração de minérios exigem redução à tamanho adequado à sua utilização.
Figura 9: Britador de mandíbulas de 01 eixo.
Figura 10: Britador de mandíbulas de 02 eixos.
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BRITADORES DE MANDÍBULAS PRIMÁRIOS DE 2 EIXOS
 Caracterizam- se principalmente pelo menor consumo de peças de desgaste, quando comparados com os 
britadores de um eixo. Movimento do queixo Através do eixo sem excentricidade, consegue-se movimento puramente
pendular da mandíbula móvel, fazendo com que a britagem se dê, essencialmente por compressão; o material britado 
desce somente por gravidade, sem ser arrastado pelas mandíbulas. Dessa forma, o atrito sobre as mandíbulas é mini-
mizado, aumentando sua vida útil. Também a velocidade de oscilação do queixo, menor que nos britadores de 1 eixo, 
contribui para maior duração das mandíbulas
 Identificação dos britadores: os de mandíbulas são identificados pelas dimensões de sua boca de alimentação 
(ou entrada). Exemplo: 8050, que na verdade, deve ser 80x50, pois, o 80 significa que a largura útil da boca de descar-
ga é de 80 cm e, o 50 significa que a maior distância útil entre as mandíbulas é 50 cm. Veja figura 4. Dependendo da 
procedência, estas medidas são em polegadas. Portanto é preciso muito cuidado quanto a este detalhe.
 A granulometria do produto é estabelecida pelo ajuste da descarga, sendo então definida pela razão de redu-
ção que deve ser em torno de 5:1.
 Algumas observações importantes:
 1) Peças de desgaste: Pela natureza agressiva do trabalho do britador, algumas peças são sujeitas ao desgaste 
pela abrasão ou erosão do material britado. São denominadas peças de desgaste, e devem ser substituídas periodi-
camente. As principais são: mandíbulas, placas laterais, abanaduras e calhas. Dentre elas, as mandíbulas são as mais 
frequentemente trocadas. Sua vida útil pode variar de poucas semanas a muitos meses, dependendo da abrasividade 
do material, da abertura de saída, da granulométrica e umidade do material. A vida útil da mandíbula fixa é, normal-
mente, menor que a da móvel, pois o material está continuamente deslizando para baixo, sobre sua superfície.
 2) Os principais tipos de mandíbulas utilizadas são: Lisa (com pequena ondulação), Dentes grossos, Dentes 
finos, HD, ESCO e Plus-Life. Cada uma tem uma aplicação de acordo com o material e condições de regulagem do bri-
tador. 
 3) Pontos de reciclagem : A abertura de saída tem duas posições: aberta e fechada. Na posição aberta, as man-
díbulas estão no seu ponto mais afastado uma da outra (APA). Na posição fechada, estão no seu ponto mais próximo
(APF). A medida da abertura é dada pela distância entre a ponta de uma mandíbula ao fundo da outra. A diferença de 
medida entre a APA e APF, é o valor do movimento excêntrico do queixo.
 Exemplo: BRITADORES MANDÍBULAS METSO C110 E C160
Figura 11 - Vista superior Britador Mandíbulas.
Tabela 1- Dimensões do britador Metso.
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Figura 12 -– Vista lateral Britador Mandíbulas.
Tabela 2- Especificações de produção.
Modelo C110 C160
Largura da abertura de 
alimentação (mm) 1000 1600
Profundidade da abertura 
de alimentação (mm) 760 1200
Potência (kW) 110 250
Velocidade (rpm) 260 250
Tamanho produto (mm) APF (mm) Mtph Mtph
0 - 30
20
0 - 35 25
0 - 45 30
0 - 60 40
0 - 75 50
0 - 90 60
0 - 105 70 125 - 175
0 - 120 80 145 - 200
0 - 135 90 160 - 200
0 - 150 100 180 - 250
0 - 185 125 220 - 310
0 - 225 150 265 - 365 430 - 610
0 - 260 175 310 - 430 495 - 695
0 - 300 200 355 - 490 560 - 790
0 - 340 225 625 - 880
0 - 375 250 685 - 965
0 - 410 275 745 - 1055
0 - 450 300 815 - 1145
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Foto 02- BRITADOR DE MANDÍBULAS (MARROEIRO), com capacidade instalada de 300 t/h, marca FURLAN, modelo JC 1200 100 X 60, com alimen-
tador vibratório, caixa de alimentação, montado em cima de estruturas de concreto, com casa de comando completa, 01 correia transportadoras 
e motores;
Foto 03- Sistema de alimentação do britador primário.
4.2 BRITADOR GIRATÓRIO
 É o equipamento de britagem primária utilizado quando existe uma grande quantidade de material a ser 
fragmentado, sendo mais operacional do que o britador de mandíbula, pois pode ser alimentado por qualquer lado, 
indistintamente, além de permitir uma pequena armazenagem no seu topo .
Foto 04 – Britador giratório com sistema de Hammer.
 O princípio de funcionamento do britador giratório consta do movimento de aproximação e distanciamento 
do cone central em relação à carcaça invertida. Este movimento circular (85 a 150 rpm) faz com que toda a área da 
carcaça seja utilizada na britagem, o que fornece ao britador uma grande capacidade de operação
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4.3 BRITADOR DE IMPACTO
 Neste tipo de britador (Figura 13), a fragmentação é feita por impacto ao invés de compressão. Por meio do 
movimento das barras (500 até 3.000 rpm), parte da energia cinética é transferida para o material, projetando-o sobre 
as placas fixas de impacto onde ocorre a fragmentação.
 Entre suas principais características de britagem, destacam-se a alta taxa de redução e propriedade de dar 
forma cúbica aos materiais britados.
BRITADORES GIRATÓRIOS PRIMÁRIOS MK-II 
LINHA SUPERIOR
Capacidade de Produção (t/h)
Modelo
Abertura de saída – posição aberta (APA) – mm (pol.)
140
(5 ½”)
150
(6”)
165
(6 ½”)
175
(7”)
190
(7 ½”)
200
(8”)
215
(8 ½”)
230
(9”)
240
(9 ½”)
250
(10”)
42 – 65 1635 1880 2100 2320
50 – 85 2245 2625 2760
54 – 75 2555 2855 3025 3215 3385
62 – 75 2575 3080 3280 3660 3720
60 – 89 4100 4360 4805 5005 5280 5550
60 – 110 5575 5845 6080 6550 6910 7235 7605
Obs. As capacidades acima baseiam-se em uma alimentação em que 100% da mesma passa em 80% de aber-
tura de alimentação, 80% passa em 50% da abertura de alimentação e 30% passa numa malha que é 10% do 
topsize. As capacidades se referem a materiais de alimentação com densidade aparente de 1,6 t/m2. Todas as 
capacidades foram calculadas com a excentricidade máxima de cada respectivo modelo de máquina.
Especificações Técnicas
Modelo 42 - 65 50 - 65 54 - 75 62 - 75 60 - 89 60 - 110
Abertura de 
Alimentação
mm 1065 1270 1370 1575 1525 1525
pol. 42 50 54 62 60 60
Peso total kg 119.400 145.370 242.200 302.500 387.400 588.100
Eixo completo kg 23.000 28.120 38.600 43.270 64.400 102.600
Conjunto mais 
pesado (Car-
caça sup. c/
revest.)
kg 36.300 52.520 81.600 110.385 144.500 181.400
Potência (elé-
trica)
kW 365 375 450 450 600 1000
hp 500 500 600 600 800 1400
Velocidade do 
pinhão rpm 600 600 600 600 600 514
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Figura 13- Britador de impacto de eixo horizontal, Fonte: LUZ (2002).
Figura 14 – À esquerda desenho esquemático de Britador de Impacto de eixo vertical.
 
 A desvantagem do uso desse equipamento é que apresenta elevado custo de manutenção e grande desgaste, 
não sendo aconselhável seu uso, no caso de rochas abrasivas e de materiais com valor da sílica equivalente maior que 
15%. Estes equipamentos são escolhidos para britagem primária, onde se deseja uma alta razão de redução e alta 
percentagem de finos. Um fator importante que pode limitar sua aplicação, devido a restrições ambientais, é a poeira
excessiva gerada.
4.4 BRITADOR DE ROLO DENTADO
 Consiste basicamente de um rolo dentado móvel e uma carcaça fixa, como está apresentada na Figura 14.
 O movimento giratório do rolo provoca a compressão e cisalhamento do material entre os dentes e a placa 
fixada à câmara.
 Os britadores (moinhos) de rolos normalmente são aplicados a materiais de baixa e média dureza como: gra-
fite, carvão, bauxita, dolomita, etc.
 A relação de redução desses britadores varia em função da abertura entre os rolos e o tipo de revestimento 
usado, porém é muito pequena, normalmente 1:3.
Figura 14- Britador de rolos.
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BRITADORES E REBRITADORES 
DE ROLOS
ESPECIFICAÇÕES TÉCNICAS
Máquina 4040A 4040D 7550A 7575D 10075
Peso kg 1800 2200 4500 6650 15400
Volume 
export. m
3 1,7 2,2 4,7 6,5 14,4
Potência hp 15 - 25 15 - 25 20 - 60 20 - 60 40 - 100
A potência do motor é escolhida conforme a abertura entre rolos. Para escolha adequada, ver 
tabelas de capacidade.
REBRITADOR DE ROLOS 4040A (para 4040D, ver o 1º gráfico da pág. 2-50)
CAPACIDADE ( t/h para material com densidade aparente de 1,6 t/m3)
Abertura mm (pol.)
2
(1/16”)
3
(1/8”)
5
(3/16”)
6
(1/4”)
10
(3/8”)
12
(1/2”)
19
(3/4”)
25
(1”)
40
(1 1/2”)
Produção t/h rotação
640 2,7 - 3,2 5,1 - 6,4
480 1,9 - 2,2 4,0 - 4,8 6,4 - 7,7 9,6 - 11,5
400 1,6 - 1,9 3,2 - 3,8 5,6 - 7,2 8,0 - 9,6 11 - 13 16 -19 24 - 29 32 - 38 48 - 58
Tamanho máx. de alimentação 
mm (pol.)
1 liso e 
1 ondul.
2 rolos ondul.
2 rolos 
lisos
10
(3/8”)
12
(1/2”)
16
(5/8”)
19
(3/4”)
25
(1”)
30
(1 1/8”)
35
(1 3/8”)
38
(1 ½’)
45
(1 3/4”)
50
(2”)
65
(2 1/2”)
75
(3”)
Motores (hp) IV pólos 15 20 25
REBRITADORES DE ROLOS 7550ª (para 7550D, ver o 2º gráfico da pág.2-50)
CAPACIDADE (t/h para material com densidade aparente de 1,6 t/m3)
Abertura mm (pol.)
3
(1/8”)
5
(3/16”)
6
(1/4”)
10
(3/8”)
12
(1/2”)
16
(5/8”)
19
(3/4”)
25
(1”)
40
(1 1/2 “)
Produção t/h rotação
450 14 - 18 22 - 27
350 10 - 12 16 - 19 22 - 27 32 - 38
300 8 - 10 12 - 14 16 - 19 24 - 29 32 - 38 40 - 48 40 - 48 64 - 77 96 - 115
Tamanho máximo de alimentação 
mm (pol.)
1 liso e 
1 ondulado
2 rolos ondulados
2 rolos 
lisos
16
(5/8”)
22
(7/8”)
30
(1 3/16”)
33
(1 5/16”)
38
(1 1/2”)
41
(1 5/8”)
41
(1 5/8”)
45
(1 3/4”)
56
(2 1/4”)
60
(2 3/8”)
63
(2 1/2”)
70
(2 3/4”)
48
(2 7/8”)
75
(3”)
82
(3 1/4”)
88
(3 1/2”)
Motores (hp) IV pólos 20 30 40 60
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 Tem emprego limitado devido ao grande desgaste dos dentes, por ser sensível à abrasão. É aconselhável sua apli-
cação para rochas de fácil fragmentação e também para britagens móveis, dada às pequenas dimensões do equipamento. 
Possui alta tolerância à umidade da alimentação, sendo na britagem primária o equipamento que produz menos finos.
 Aplicações potenciais do britador de rolos estão na preparação do material para a moagem fina, substituição 
simultânea das operações de britagem terciária, moagem em moinho de barras e moagem primária de bolas, assim 
como na melhora da lixiviabilidade de minérios.
 Essa última vantagem se deve ao fato que ele seria capaz de induzir uma maior proporção de fraturas intergra-
nulares, facilitando, assim, a liberação do minério (Tavares, 2009).
4.5 BRITADOR CÔNICO
 Esse tipo de britador normalmente é empregado desde estágios de britagem primária, secundária, terciária 
e quaternária, possuindo várias especificações de tamanho, oferecendo também diversos tipos de revestimento. Os 
equipamentos utilizados como primários propriamente ditos são máquinas de grande porte e alta robustez como 
exemplo podemos citar o equipamento utilizado na Mina do Sossego (Vale) onde o mesmo trabalha com minério de 
cobre de alta dureza e com blocos que atingem grandes dimensões.
Figura 15 – Representação de um Britador Cônico
 A fragmentação de partículas
no britador cônico é realizada pelo movimento de aproximação e distanciamento de 
um cone ou manto central em relação a uma carcaça invertida, chamada côncavo. O movimento excêntrico do cone (girando 
em torno de um eixo que não é o do próprio cone) faz com que toda a área da carcaça seja utilizada para fragmentar as partí-
culas, proporcionando uma maior capacidade de operação se comparados a britadores de mandíbulas.
 O equipamento apresenta longa vida útil, ou seja, baixo desgaste e quanto mais horizontal o perfil do revesti-
mento mais fina a granulometria do produto.
 A fragmentação de partículas no britador cônico é realizada pelo movimento de aproximação e distanciamento 
de um cone ou manto central em relação a uma carcaça invertida, chamada côncavo. O movimento excêntrico do cone 
(girando em torno de um eixo que não é o do próprio cone) faz com que toda a área da carcaça seja utilizada para frag-
mentar as partículas, proporcionando uma maior capacidade de operação se comparados a britadores de mandíbulas. 
 O equipamento apresenta longa vida útil, ou seja, baixo desgaste e quanto mais horizontal o perfil do revesti-
mento mais fina a granulometria do produto.
Figura 16: Fragmentação no britador cônico.
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Figura 17: Desenho esquemático de um britador cônico (www.metso.com).
 05- Tremonha de alimentação
 06- Cabeça
 09- Anel de ajuste
 10- Proteção
 11- Revestimento do bojo e manta
 12- Sistema do Contra-eixo
 15- Bojo
 17- Conjunto de alívio
4.6 BRITADORES SEMI-AUTÓGENOS(BARMAC) – (VERTICAL SHAFT IMPACT-VSI)
 O britador Barmac é diferenciado pela sua condição peculiar de britagem. Enquanto a maioria dos britadores 
usam peças metálicas para triturar o material, o britador Barmac utiliza a pedra que alimenta a própria máquina para
triturar a si mesma. Esse processo de britagem autógena produz um agregado de formato mais adequado no caso do 
pellet feed, pela forma cúbica normalmente apresentada pelas partículas.
 O impacto provocado pela alta velocidade de projeção do material alcançada no rotor do Britador Autógeno 
Vertical Barmac, melhora a consistência e o formato da rocha, reduzindo a lamelaridade das partículas e facilitando a 
tarefa de peneiramento, gerando produtos mais adequados a produção do pellet feed.
 O Britador Barmac rocha-contra-rocha oferece condições para um ajuste do controle de granulometria do 
produto através da otimização de diversas variáveis, tais como:
 - Variação da rotação.
 - Escolha dos anéis de cavidade da câmara de moagem.
 - Dosagem da alimentação da cascata.
 - Seleção de diferentes diâmetros de rotor.
 Projetado para baixa necessidade de manutenção e facilidade de operação, o britador Barmac pode ser ajus-
tado a qualquer planta de britagem já existente ou planejada.
 Características dos Britadores Barmac:
 -Competitivo em termos de investimento de capital, especialmente quando comparado com equipamentos de 
britagem convencionais, podemos citar alguns aspectos importantes nessa abordagem:
 -Exige pouco reparo e manutenção, além de custos de operação e desgaste reduzidos.
 -A tecnologia autógena rocha-contra-rocha minimiza o consumo de peças de desgaste.
 -Instalação rápida e fácil. Os britadores exigem o mínimo em estrutura de apoio e também são ideais para 
conjuntos móveis e semi-móveis.
 -Capacidade de controlar a granulometria do produto, maximizando ou minimizando a produção de finos de 
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acordo com as necessidades.
 -Geração de um produto de formato cúbico.
 -Maior liberação de minerais e maiores taxas de alimentação.
 -Ação de britagem preferencial.
 -Sistemas integrados de monitoramento, segurança e controle. 
 -Maior tolerância a condições de alimentação difíceis comparados com as máquinas convencionais.
 -Rotor de balanceamento rápido, de fácil uso e manutenção.
 -Sistema de lubrificação simples e confiável, sendo necessária apenas a utilização de graxa.
 -Existência de vários modelos para atender a diversas capacidades em aplicações terciárias e quaternárias.
 O caminho principal do material alimentado é através do rotor, por meio do qual o material é acelerado a ve-
locidades de até 80 m/s (262 pés/s) antes de ser transferido para a câmara de Britagem. Além disso, o material pode 
ser introduzido na câmara de britagem através da cascata (Figura 18), passando assim externamente a área do rotor, 
proporcionando o choque dessas partículas com material projetado em grande velocidade pelas três saídas do rotor.
 O material da cascata se combina com o material do rotor para formar uma população de partículas mais 
densa, o que favorece a redução através do aumento da possibilidade de uma boa colisão rocha-contra-rocha. O me-
lhor aproveitamento da ação de moagem rocha-contra-rocha leva a uma melhor eficiência do britador e uma maior 
produção, proporcionando uma maior probabilidade de choque e quebra, através de maior ação entre partículas onde
se faz mais necessária – na câmara de britagem.
Figura 18: Formação da cascata no interior do Barmac-VSI.
 O efeito de aumentar o fluxo de material através da cascata é semelhante ao de diminuir a velocidade do rotor. 
Isso altera a curva e o formato do produto se quantidades de cascata maiores forem usadas. Uma cascata com até 10% 
a mais de material pode ser utilizada sem que haja alteração mensurável na gradação ou qualidade do produto. Isso 
significa 10% de produto adicional sem uso de energia adicional ou consumo de peças de desgaste. É importante
lembrar que um aumento do percentual de cascata acima de 10% trará um efeito prejudicial sobre o formato do pro-
duto. A cascata proporciona maior flexibilidade e controle do produto gerado pelo Britador – flexibilidade que
permite acomodar mudanças na especificação da alimentação e controle, que proporciona um gerenciamento com-
pleto da qualidade do produto e do percentual de finos (Boletim Técnico 032-09 – Metso Minerals).
 Cuidados com o tamanho máximo de alimentação do Barmac:
 A performance e o custo operacional dos britadores tipo Barmac, dependem de alguns cuidados que devem 
ser tomados durante a operação, principalmente com o tamanho do material alimentado.
 O Britador autógeno Barmac por ser uma máquina de operação terciária ou quaternária, deverá ser alimenta-
do e operar somente com um tamanho máximo da rocha.
 Devido à grande variedade de formato de rochas, minérios e outros minerais, devem ser observados alguns 
detalhes na determinação do tamanho máximo do material de alimentação do britador. É recomendado que o tama-
nho máximo fosse determinado pelo corte da peneira, e de grande necessidade que a malha utilizada para esta clas-
sificação separe realmente o material que esteja acima do especificado. Sendo assim é muito importante observar o 
formato do material de alimentação, pois sendo lamelar (material de formato alongado e plano), passam pela malha 
quadrada, excedendo as dimensões especificadas. 
 Pelo fato da rocha ter de passar pelo rotor, e este ter uma dimensão máxima
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na saída. Caso seja alimentado por rochas com tamanho acima do especificado poderá ocorrer uma oclusão de uma 
ou mais saídas causando forte vibração devido ao desbalanceamento provocado pela massa desigual da rocha em suas 
três câmeras internas.
 O tamanho da rocha deve ser sempre medido em sua máxima dimensão, e nunca pela malha de corte anterior 
a alimentação do Barmac. Rochas com características morfológicas lamelares ou alongadas poderão ter uma dimensão 
bem maior que as duas outras dimensões das malhas quadradas, podendo causar sérios problemas.
 Cabe aos usuários do Barmac verificar a malha adequada para a operação de forma que a rocha na sua maior 
dimensão não ultrapasse a medida máxima especificada para cada tamanho e tipo de rotor. Assim por exemplo no 
rotor de tamanho 840, a dimensão máxima especificada é de 66 mm
na maior dimensão da rocha (manual Faço). Se 
esta tiver características lamelares, o usuário deverá verificar qual é a malha adequada para que não passem rochas
com dimensão maior que a dimensão máxima especificada para este rotor, no caso 66 mm ou aproximadamente 2 
3/4” (Boletim Técnico 032-09 – Metso Minerals).
 Eliminam-se as causas do problema, diminuindo a malha precedente ao Barmac, ou utilizando equipamentos 
anteriores ao Barmac no circuito, cuja ação diminua a lameralidade natural da rocha.
 A não observância a estas condições poderão originar paradas indesejadas que ocasionalmente trarão prejuí-
zos à produção (Boletim Técnico 032-09 – Metso Minerals).
Figura 19 - Desenho esquemático de um britador VSI-Barmac (www.metso.com).
Figura 20– Sistema britagem móvel na frente de lavra.
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Figura 21- Características dos britadores primários.
Figura 22 – Britadores primários de mandíbulas em unidades de britagem do município de Itaitinga/CE.
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 A moagem é o último estágio do processo de fragmentação. Neste estágio as partículas são reduzidas, pela 
combinação de impacto, compressão, abrasão e atrito, a um tamanho adequado à liberação do mineral, geralmente, 
a ser concentrado nos processos subsequentes. Cada minério tem uma malha ótima para ser moído, dependendo de 
muitos fatores incluindo a distribuição do mineral útil na ganga e o processo de separação que vai ser usado em segui-
da.
 A moagem é a área da fragmentação que requer maiores investimentos, maior gasto de energia e é conside-
rada uma operação importante para o bom desempenho de uma instalação de tratamento. A submoagem do minério
resulta num produto grosso com liberação parcial do mineral útil, inviabilizando o processo de concentração. Neste 
caso, a recuperação parcial do mineral útil e a baixa razão de enriquecimento respondem pela inviabilidade do pro-
cesso. 
 A sobremoagem também não é desejada, pois ela reduz o tamanho das partículas, desnecessariamente, o que 
acarretará maior consumo de energia e perdas no processo de concentração.
 O impacto acontece quando a força é aplicada de forma rápida e em intensidade muito superior à resistência 
da partícula. É o tipo de fratura que acontece nos moinhos, na zona de queda das bolas, e gera distribuição granulo-
métrica fina (figura 23).
Figura 23 – O processo de impacto (Fonte: Metso Minerals, 2002)
 A abrasão é o resultado do atrito entre as partículas do minério e entre corpos moedores e partículas; provoca 
o aparecimento de pequenas fraturas e provoca o surgimento de partículas de distribuição granulométrica fina ao 
redor da partícula original (figura 24).
 É um processo com alto consumo de energia.
Figura 24 – O processo de abrasão (Fonte: Metso Minerals, 2002)
 Nos moinhos ocorrem os três tipos de fratura, conforme ilustrado na figura 25.
 Qual dos três processos será o predominante é uma questão que depende das condições operacionais e essa 
predominância irá afetar a distribuição granulométrica resultante.
5. Introdução à Moagem
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Figura 25 – Regiões do moinho onde ocorrem os diferentes processos de quebra (Fonte: Beraldo,1987)
 Zona A: os corpos moedores se movem uns sobre os outros em camadas concêntricas;
 Zona B: os corpos moedores rolam para baixo gerando moagem por choque.
 Zona C: os corpos moedores caem sobre o revestimento e as partículas produzindo moagem por atrito.
5.1 PRINCIPAIS TIPOS DE MOINHOS
5.1.1 MOINHOS REVOLVENTES OU TUBULARES (“Tumbling Mills” ou “Tube Mills”)
 Destacam-se neste grupo os principais tipos de moinhos:
 5.1.1.1 Moinhos de barras;
 5.1.1.2 Moinhos de bolas;
 5.1.1.3 Moinhos de “cylpebs”(tronco de cone);
 5.1.1.4 Moinhos de seixos;
 5.1.1.5 Moinhos autógenos e semi-autógenos.
 Como este grupo contém os tipos de moinhos mais comuns, algumas definições mais completas se fazem 
necessárias.
5.1.1.1 MOINHOS DE BARRAS são moinhos tubulares com relação comprimento / diâmetro maior que 1,25 : 1, que 
utilizam barras cilíndricas como corpos moedores. São usados em circuito aberto para obtenção de produto grosseiro 
ou para preparação de produto para alimentação de um moinho de bolas. Raramente são utilizados em circuito fecha-
do, geralmente com hidrociclones ou com peneiras.
Figura 26 – Moinho de barras com descarga por overflow (Fonte: Metso Minerals, 2002
Figura 27 – Moinho de barras com descarga periférica de topo (Fonte: Metso Minerals, 2002)
 
Figura 28 – Moinho de barras com descarga periférica central (Fonte: Metso Minerals, 2002)
27
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 5.1.1.2 MOINHOS DE BOLAS são usados em um único estágio quando a granulometria da alimentação deve 
estar entre 10 e 15 mm (figuras 29 e 30). Podem ser usados no segundo estágio de moagem precedidos de moinho(s)
de barras ou autógeno / Semi-Autógeno ou até mesmo como moinho primário, o que não é muito comum na prática.
Podem ainda ser utilizados na remoagem. Geralmente têm um grau de enchimento em torno de 35 % de bolas, com 
um máximo de 40 %.
 As bolas podem ser de aço, fundidas ou forjadas, ou de ferro fundido. A dureza das bolas varia muito depen-
dendo da fabricação. As bolas que geram menor custo operacional e melhor desempenho são geralmente seleciona-
das. Isso não implica que estas sejam as mais baratas disponíveis e nem as que tenham menor taxa de desgaste mas 
sim um ponto de equilíbrio entre os dois fatores.
Figura 29 – Moinho de bolas com descarga por overflow (Fonte: Metso Minerals, 2002)
 
Figura 30 – Moinho de bolas com descarga por diafragma (Fonte: Metso Minerals, 2002)
Figura 31- Descarga no Moinho de bolas.
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Figura 32- Descarga no Moinho de bolas.
Figura 33 - Moinho de bolas em corte, mostrando o seu interior com os corpos moedores. (BERALDO, 1987)
 Figura 34 - Movimento da carga de bolas. (MINTEK, 1991)
 A – Movimento da carga em catarata
 B – Movimento da carga em cascata
 T – “Pé” da carga, zona de impacto
 S – “Ombro” da carga, zona de queda
 LB – “Lifter”
 L - Revestimento
 M – Carcaça do moinho
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Foto 05- de côncavos descartados de um moinho de bolas.
Foto 06- de cylpebs descartados de um moinho de cylpebs.
 5.1.1.3 MOINHO DE SEIXOS (pebbles) são moinhos que utilizam seixos competentes em lugar de bolas. São 
freqüentemente utilizados para moagem de materiais que não podem ser contaminados por corpos moedores metá-
licos, neste caso utilizando corpos moedores de ágata, sílex, coríndon ou cerâmica. A designação moinho de seixos é 
também utilizada para moagem autógena (semi-autógena) secundária. Devido à menor densidade dos seixos, estes 
moinhos possuem menor capacidade de moagem do que os moinhos de bolas.
 5.1.1.4 MOINHOS AUTÓGENOS E SEMI AUTÓGENOS
 a) MOINHO AUTÓGENO (AG) – É o tipo de moinho que utiliza o próprio minério como corpo moedor. Para 
alguns tipos de minério, o moinho autógeno combina as etapas de britagem, moagem grossa e fina. O minério deve 
conter quantidade suficiente de pedaços competentes para atuarem como corpos moedores.
 
Foto 07 - Moinho Autógeno – Unidade Piloto do CETEM.
 b) MOINHO SEMI AUTÓGENO (SAG) – Tipo de moinho que utiliza também bolas de aço, em adição ao próprio 
minério, como corpos moedores. A adição de bolas (geralmente entre 6 e 12 % de volume e diâmetro de 100 mm 
ou 125 mm) aumenta a habilidade de um moinho autógeno de tratar minérios de dureza variável e com variação da 
quantidade de corpos moedores naturais.
 Um moinho Semi-Autógeno pode tratar eficientemente uma grande variedade de material de alimentação. 
Estes moinhos são ideais para a moagem grossa de minérios úmidos para preparar a alimentação para uma moagem 
final em moinhos de bolas. São também usados
para moagem em estágio único atingindo, nesta etapa, a granulome-
tria final desejada.
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 5.1.2 MOINHOS TIPO “Fixed Path” (“Fixed Path Mills”)
 Afora os moinhos de martelo, os principais tipos de moinhos deste grupo são:
 • moinhos de rolos (“roller mills”);
 • moinhos tipo mesa giratória (“bowl-mills”);
 • moinhos tipo bola e capa ou tipo E (“E-type-mills”);
 • moinhos tipo torre.
 Os principais circuitos de cominuição são os seguintes:
 • Britador - Moinho de barras - Moinho de bolas
 • Britador - Moinho de bolas - Moinho de bolas
 • Britador - Moinho de barras - Moinho de pebbles
 • Britador - Estágio único de moagem de bolas
 • Moinho autógeno em estágio único
 • Moinho autógeno - Moinho de bolas
 • Moinho autógeno - Moinho de pebbles
 • Moinho semi-autógeno em estágio único
 • Moinho semi-autógeno - Moinho de bolas
 • Moinho autógeno - Moinho de bolas - Britador
 Estes são apenas alguns exemplos de circuitos existentes embora atualmente diversos outros tipos de circuitos 
sejam utilizados.
 Cada circuito tem suas vantagens e desvantagens, no entanto, para cada tipo de minério uma avaliação espe-
cial deve ser feita. Inúmeros outros fatores devem ser estudados antes da escolha, fatores esses como a utilização de
equipamentos, previamente existentes, em usinas sendo ampliadas.
5.2 PROCESSOS DE MOAGEM
 Os processos de moagem são usualmente classificados em dois grupos:
 - Moagem em via úmida: o material é misturado com água de modo a formar uma polpa;
 - Moagem em via seca: o material sofre o processo de redução a seco.
 Os circuitos de moagem são usualmente classificados em dois grupos:
 - Circuito aberto: o material é alimentado diretamente no moinho, o produto sai pela descarga em uma só 
passagem pelo moinho (sem classificação);
 - Circuito fechado: a descarga do moinho é conduzida a um equipamento de classificação e o undersize é retor-
nado para alimentar o moinho. Neste tipo de circuito, uma partícula pode passar várias vezes pelo moinho até atingir 
o tamanho desejado. Este tipo de circuito pode ser classificado em dois grupos:
 Direto: o minério alimenta diretamente o moinho junto com o underflow do classificador;
Reverso: o minério alimenta diretamente o classificador cujo underflow
alimenta o moinho.
 A Figura 35 mostra a configuração dos circuitos de moagem direto e reverso.
 Outros conceitos importantes são:
 Carga circulante: undersize de um classificador que retorna à alimentação do moinho, expressa usualmente 
em porcentagem sobre a alimentação nova do moinho.
 Os objetivos da carga circulante são:
 − Garantir o tamanho máximo do produto de moagem;
 − Diminuir a geração de finos dentro do moinho, já que funciona como um amortecedor da alimentação nova, 
dissipando a energia mecânica aplicada sobre as partículas.
 Consumo específico de energia: expresso em kWh/t, que representa o consumo líquido de energia (kWh) por 
cada tonelada de alimentação nova processada, o equivalente à potência demandada (kW) por t/h de minério proces-
sado.
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Figura 35 – Tipos de circuito de moagem.
6.1 DIMENSIONAMENTO DE BRITADORES
 As etapas utilizadas, frequentemente, para o dimensionamento dos britadores com auxílio de curvas e tabelas 
de operação fornecidas pelos fabricantes do equipamento são as abaixo descritas:
 • Consultar a tabela de especificação técnica definindo alguns equipamentos que estão dentro das condições 
exigidas; 
 • Verificar as capacidades de produção de cada equipamento selecionado observando se estão dentro das 
condições especificadas; Observar as curvas granulométricas do tipo de equipamento para melhor definir as condi-
ções de operação;
 • Observar também a condição de recepção; o britador só brita partículas menores que 0,8A. Então o tama-
nho do britador é condicionado pelo tamanho máximo da alimentação (A).
6. Dimensionamento de Britadores e Moinhos
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Quadro 01- características dos britadores primários.
 
Figura 36 – Curvas granulométricas em britadores e rebritadores de mandíbulas (circuito aberto).
Características Consideráveis Britador de Mandíbulas Britador Giratório
Capacidade Adequado para capacidades baixas e médias (1000 t/h)
Adequado para capacidades médias e 
altas
Granulometria do Produto
Recomendado quando é indesejável 
grande quantidade de finos no produto é 
alto para materiais lamelares
Idêntico ao de mandíbulas quanto a finos. 
Mas apresenta top size menor, para uma 
mesma abertura de saída, britando mate-
riais lamelares
Características Mecânicas da Rocha Sem restrição Sem restrição
Estratificação da Rocha Pouco adequado para materiais com ten-dência a produzir partículas lamelares.
É mais adequado que o de mandíbulas, 
para materiais com tendência a produzir 
partículas lamelares
Materiais Úmidos com Alto Teor de 
Argila
Mais adequado que o giratório e menos 
adequado que os de impacto e de rolo 
dentado.
Pouco adequado
Teor de Minerais Abrasivos Altos Adequado para material abrasivo. Adequado-comparável com o de mandíbu-las (2 eixos)
Grau de Redução. Valores Usuais 
Médios Em torno de 5:1 Em torno de 8:1
Modo de Alimentação Exige alimentador Dispensa alimentador
Granulometria do Produto Caracterizado por alta produção de finos É o britador primário que produz menos finos. Apresenta top size do produto alto
Características Mecânicas da Rocha Uso limitado a rochas frágeis ou elásticas Uso limitado a rochas de média fragmen-tação ou para minerais moles
Estratificação da Rocha Altamente efetivo para materiais com tendência a produzir partículas lamelares
É efetivo para materiais com tendência a 
produzir partículas lamelares, mas o top 
size do produto é alto
Materiais Úmidos com Alto Teor de 
Argila
Como o britador de rolo, é altamente 
efetivo para este tipo de material.
Altamente efetivo para este tipo de ma-
terial
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Figura 37 – Curvas granulométricas em britadores e rebritadores de mandíbulas (circuito fechado)
 A escolha do tipo de britador está associada a alguns fatores ligados ao inério, como os apresentados a seguir.
Tamanho máximo de blocos na Alimentação- A capacidade de produção e tamanho máximo dos blocos contidos no 
ROM influenciam na escolha de operação da mina, como indicado na Tabela 3.
 Esses dados são importantes, pois determinam a boca de entrada dos britadores primários.
Tabela 3 – Tamanho máximo de blocos na alimentação de britador primário.
 Distribuição Granulométrica da Alimentação - A distribuição granulométrica da alimentação é importante 
na escolha do tipo de instalação. Assim, por exemplo, o conteúdo de finos na alimentação define a conveniência ou 
não de um escalpe prévio da alimentação do britador. Entre outros, os fatores econômicos e operacionais definem a 
extensão do escalpe, todavia como regra geral, toma-se como base o limite máximo 30% de finos na alimentação. Este 
procedimento não se aplica à britagem primária. Em geral, as britagens secundárias e terciárias normalmente têm um 
conteúdo de finos tal em sua alimentação, que justifica a existência de escalpe prévio. 
 A presença de blocos de grandes dimensões, por outro lado, prejudica muito a capacidade de britadores de rolos e aumenta 
muito o desgaste em britadores de impacto, especialmente quando esses equipamentos operam como britadores primários.
 Conteúdo de Argila e Umidade- Os minérios que apresentam um alto conteúdo de argila e elevada umidade, impossibilitam 
praticamente a britagem em granulometria de 20 – 25 cm, pois dificultam o peneiramento e a operação
Capacidade de Produção
(1.000t/a)
Tamanho Máximo de Blocos
Céu aberto
(cm)
Subterrânea
(cm)
Pequena (500) 50-60 25-35
Média (500 - 3.000) 70-100 40-50
Grande (3.000 - 9.000) 90-100 60-70
Muito Grande (9.000) 120 -
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de alguns tipos de britadores.
 Britadores giratórios, cônicos e de mandíbulas são altamente sensíveis à presença de argila e à umidade no minério.
Figura 38- fator de umidade
 Densidade do Material- Os britadores são equipamentos que apresentam, como constante, a capacidade 
volumétrica de produção. Assim, a capacidade desses equipamentos, expressa em t/h, é proporcional à densidade
do minério. Como a capacidade nominal é referente a material com densidade 2,7 a capacidade real volumétrica para 
materiais com outras densidades pode ser expressa por:
Capacidade real = capacidade nominal x densidade real
 2,7
 Forma das Partículas- A forma das partículas é importante na definição da boca de entrada dos equipamen-
tos. Para materiais lamelares exige-se uma relação entre a boca de entrada e o tamanho máximo das partículas maior 
do que a geralmente requerida para minérios não lamelares.
 Corrosividade do Minério- Minérios corrosivos impõem condições especiais na escolha dos materiais e equi-
pamentos usados na instalação. 
 Exemplo de dimensionamento de britador primário:
 Projetar uma instalação de britagem para 70 m³/h de minério que vem da mina, com um top size de 30 polega-
das (0,76 m) e 25% menor que 2,5 polegadas. Sabe-se que o WI do minério é WI = 10 kWh/sht. A densidade aparente 
do minério é 1,6; o teor de argila é maior que 5% e a umidade 10%.
 
 
ESPECIFICAÇÕES TÉCNICAS
Máquina 2015C 3020C 4230C 4535C 6240C 8050C 10060C
PESO kg 600 1850 3400 4300 7100 12300 25000
PESO EXPORTAÇÃO kg 630 1950 3600 4500 7350 12900 26000
VOLUME EXPOR-
TAÇÃO m
3 0,5 1,9 2,8 3,9 5,6 10 20
CORREIA MÍNIMA 
DE SAÍDA pol. 16” 16” 16” 20” 24” 30” 36”
GD2 kgxm2 25 140 330 330 850 2340 7000
MOTOR
HP 10 – 12, 15 15 – 20 25 – 30 25 – 30 40 – 50 75 – 100 100 – 125
Polos VI VI VI VI VI VI VI
CORREIA DE ACIO-
NAMENTO
Quant 4 5 4 4 5 6 8
Canal B B C C C D D
POLIA DIÂMETRO 
EXTERNO (mm)
60 Hz 172 260 280 260 265 335 375
50 Hz 215 324 345 300 330 400 446
TAMANHO MÁXI-
MO DA CAÇAMBA j
3 – – – – 3/4 3/4 I
35
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 Tabela 4- Capacidade de produção (m3/h) – Britadores Primários de Mandíbulas-Circuito Aberto.
 Pela Tabela 4 escolhe-se um britador que parece adequado: 8050C que tem capacidade 65-88 m³/h de produto 
operando com a abertura de saída na posição fechada (APF) com 4” e na posição aberta (APA) terá 5”, já que por essa 
tabela sabe-se que o movimento da mandíbula é igual a 1”. A abertura de alimentação deste britador é de 40” (1 m).
 Pela Figura 36, a curva referente a 5” nos fornece dados para calcular a curva granulométrica do produto bri-
Máquina
RPM
1”
Excêntrico
(mm)
1 ½”
Mov. da
Mandíbula
2”
Abertura da Boca de Saída –
Posição Fechada
3” 3 ½” 4”
6240C 280 15 ¾”
17-
22
22-
29
28-
35
39-
50
42-
52
44-
55
8050C 280 16 1”
55-
72
60-
80
65-
88
10060C 250 17 1”
72-
95
76-
105
88-
115
10080C 250 17 1”
78-
120
90-
140
11080C 240 17 1”
100-
155
12090C 230 17 1”
130-
180
Máquina
RPM
Excêntrico
(mm)
Mov. da
Mandíbula
Abertura da Boca de Saída –
Posição Fechada
4 ½” 5” 6” 7” 8” 9”
8050C 280 15 1”
72-
95
77-
100
88-
115
10060C 280 16 1”
95-
130
105-
140
120-
160
140-
180
155-
200
10080C 250 17 1”
100-
155
110-
170
140-
200
160-
230
177-
260
200-
290
11080C 250 17 1”
110-
170
120-
187
155-
220
175-
253
195-
285
220-
320
12090C 240 17 1”
145-
205
155-
230
185-
275
210-
310
240-
370
265-
410
150120C 200 19 1 ½”
350-
520
390-
560
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tado que está apresentado na Tabela 5. 
 
Tabela 5- Distribuição granulométrica do produto britado-britador de mandíbulas (5”).
 Pode ser observado que:
 a) 85% do produto britado é menor que 5”, isto é, passa numa tela de peneira com essa abertura. O restante, 
ou seja, 15% ficou retido na mesma tela por ser maior que 5”.
 b) 55% do produto é menor que 3” e, portanto o complemento, 45% é maior que 3”. Como 15% é maior que 
5”, tem-se 45 - 15 = 30%, ou seja, é a percentagem do produto de tamanho entre 5”e 3”.
 c) 38% do produto é menor que 2”. Mas como 55% é menor que 3”, temos 55 - 38 = 17%, ou seja, é a percen-
tagem do produto de tamanho entre 3”e 2”. 
 A capacidade real deve ser recalculada com alguns fatores próprios. Esta é dada pela expressão: 
 Q = Qt. A . B . C . D (Manual de Britagem da Metso Minerals-2005)
onde:
 Qt = capacidade de tabela (70 m³/h)
 A = densidade aparente dos materiais britados (se a capacidade é dada em m³/h, o fator de densidade A = 1. 
As capacidades listadas no Manual da Metso Minerals são para materiais com densidade aparente de 1,6 t/m3). 
 B = fator dependente do WI (fator de WI= 1,15);
 C = fator de tamanho de alimentação;
 D = fator de umidade.
 Estes dados estão apresentados nas Tabelas 6 e 7 e Figuras 37 e 38.
 Q = 70 x 1,0 x 1,15 x 0,94 x 0,76 = 57,51 m³/h
 Q = 57,51 m³/h é a capacidade do britador escolhido com o minério proposto.
Tabela 6 – Densidade aparente dos materiais britados
Faixa Granulométrica Peso (%) Capacidade m³/h
+ 5” 15 10,5
- 5” + 3” 30 21
- 3” + 2” 17 11,9
- 2” + 1” 16 11,2
- 1” + ½” 9 6,3
- ½” 13 9,1
Total 100 70
t/m³ Fator A t/m³ Fator A
1,2 0,75 1,9 1,19
1,3 0,81 2 1,25
1,4 0,88 2,1 1,31
1,5 0,94 2,2 1,38
1,6 1 2,3 1,44
1,7 1,06 2,4 1,5
1,8 1,13 - -
37
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Tabela 7 – Fator B dependente do WI
Figura 39 – C: Fator de tamanho de alimentação
Cálculo do Rebritador
 Baseado nos dados da Tabela 4 de Capacidade de produção (m³/h) – Britadores Primários de Mandíbulas Cir-
cuito Aberto, observa-se que 31,5 m³/h é maior que 2” e 38,5 m³/h é menor que 3”.
Tabela 8– Capacidade de produção (m3/h) – rebritadores de mandíbulas.
 Pela Tabela 8 pode-se escolher o rebritador secundário 9026 com abertura da boca de saída na posição fecha-
da 1 ½” que tem capacidade de 2λ – 37 m³/h. Como o movimento do queixo é ¾”, entra-se na curva 2 ½” da Figura 35, 
para obter a distribuição granulométrica do produto (Tabela 9).
Tabela 9 – Distribuição granulométrica do produto britado - rebritador de mandíbulas.
WI 10 12 14 18 22
B 1,15 1 1 0,9 0,8
Máquina
RPM
Excêntrico
(mm)
Mov. da
Mandí-
bula
Abertura da Boca de Saída –
Posição Fechada
1/4” 1/2” 3/4” 1” 1 ½” 2” 2 ½”
6013 350 10 3/8” 3-4
5-
6,5
7-9
9-
12
8013 350 12,5 1/2” 4-5
6,5-
8,5
9-
12
12-
16
9026 300 13 3/4”
17-
22
20-
26
29-
37
37-
48
45-
58
12040 280 16 1” 55-78
65-
85
Abertura da Boca de Saída – Posição Fechada
12040 280 16 1” 3” 3½” 4” 4 ½” 5” 5 ½”
75-
97
83-105 100-230
110-
142
120-
156
125-162
Faixa Granulométrica Peso (%) Capacidade m3/h
- 5” + 3” 7 2,2
- 3” + 2” 22 6,9
- 2” + 1” 31 9,8
- 1” + ½” 17 5,4
- ½” 23 7,2
Total 100 31,5
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 Os 70 m³/h estão praticamente abaixo de 3”, pode-se escolher um rebritador Hydrocone 3 ½ 51 (Tabela 10) que 
tem uma capacidade de 68 a 92 m³/h com carga circulante.
Tabela 10 – Capacidade de produção – circuito fechado rebritadores Hydrocone.
 Pela Figura 40 observa-se que 85% do produto se encontra abaixo de ½” e só 15% retornará como carga circu-
lante. A Figura 41 mostra um esquema para o processo de britagem do material.
CAPACIDADES DE PRODUÇÃO – CIRCUITO FECHADO
MÁQUINA CÂMARA
ABERTURA 
DE ALI-
MENT.
(POL.)
POTÊNCIA
(HP)
CAPACIDADE DE PRODUÇÃO (m3/h)
ABERTURA DA SAÍDA DO LADO (POL.)
3/8” 1/2” 5/8” 3/4” 1”
A B A B A B A B A B
4 36 médios 4” 75 – 125 31-42 48-65 34-46 51-69 39-53 59-80 45-61 67-90 48-65 70-95
31/2 51 finos 3 ½”
125 – 250
45-61 68-92 48-65 73-99 51-69 79-107 59-80 90-122 73-99 107-144
5 51 médios 5” 51-69 77-104 54-73 82-111 57-77 88-119 65-88 99-134 79-107 116-157
4 60 finos 4”
200 – 300
68-92 102-138 74-100 111-150 79-107 119-160 91-123 128-173 153-207 186-251
7 60 médios 7” 113-153 169-228 127-171 186-251 141-190
197-266
5 84 finos 5”
300 – 500
186-
246
270-
365
196-
265 298-402 216-292 321-433 255-344 349-471 284-383 380-513
7 84 médios 7” 213-288 321-433 239-323 356-481 265-358 365-493 291-393 388-524
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Figura 40 – Curvas granulométricas - britadores hydrocones (câmara para médios).
Figura 41 – Esquema do circuito de britagem.
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6.2 DIMENSIONAMENTO DE MOINHOS
 O primeiro passo no dimensionamento de um moinho é a determinação da energia necessária para produzir 
a moagem desejada. Várias fórmulas têm sido utilizadas para este fim, entretanto a equação de Bond é a mais ampla-
mente usada pois nas condições mais comuns de operação essa fornece bons resultados mas, para aplicações que se 
afastam das usuais, pode ser arriscado dimensionar um moinho pelo método de Bond.
 O método de Bond baseia-se na equação por ele desenvolvida e no valor de Índice de Trabalho (WI), cuja me-
todologia de determinação foi também por ele estabelecida.
Tabela 11 – WI kWh/t curta médios de alguns minérios e materiais.
Fonte: Rowland Jr., C.A. Teste para seleção de circuitos de cominuição. Beraldo, J.L. - Moagem de minérios em moinhos Tubulares.
 A energia determinada pela equação de Bond é para as seguintes condições específicas:
 Moinho de barras: a úmido, circuito aberto, num moinho de 2,44 m de diâmetro interno ao revestimento.
 Moinho de bolas: a úmido, circuito fechado com classificador espiral, num moinho de 2,44 metros de diâme-
tro interno ao revestimento e carga circulante de 250%.
 Energia calculada: é a energia requerida no eixo do pinhão do moinho, a qual inclui as perdas nos mancais e 
nas engrenagens do pinhão. Não inclui as perdas no motor ou em qualquer outro componente, tais como
redutor e embreagens. 
 O tamanho da alimentação usado nos testes de Bond foi 13.200 μ m para o moinho de barras e 3.350 μ m para 
o moinho de bolas. Qualquer moagem que fuja destas condições deve ter o valor da energia calculada pela equação 
de Bond corrigida por fatores de correção.
Moinho de barras Moinho de bolas
Nº de 
testes Média Intervalo
Nº de 
testes Média Intervalo
Bauxita 33 10,8 2-20 29 14,5 1-31
Clinquer 29 12,1 8-15 180 13,6 7-77
Matéria-prima 
para cimento
115 12,3 4-18 284 10,0 3-27
Argila 4 12,5 6-8 11 10,8 4-23
Carvão 4 9,8 8-12 6 15,4 13-18
Dolomita 11 14,2 3-24 5 13,9 6-25
Ferrosilício 3 7,1 4-11 8 17,9 6-51
Minério de ouro 42 15,2 8-29 183 14,6 3-42
Granito 10 16,3 8-36 8 9,9 10-11
Calcário 84 13,7 7-50 177 9,9 4-36
Minério de urânio 13 13,3 3-18 18 14,6 10-20
41
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 A potência requerida para moer um determinado material pode ser estimada aplicando-se a equação de 
BOND:
 Onde: 
 W= consumo de potência expressa em kwh/short ton.Para obter-se o consumo de potência em kwh/ton. Mé-
trica, multiplicar o valor obtido por 1,102.
 Wi= “Work Index” sempre referido a short ton. (908 kg). Verificar antes de aplicar a fórmula e converter se 
necessário.
 P= Tamanho em mícrons da abertura da peneira na qual “passa” 80% do produto final moído.
 F= Tamanho em mícrons da abertura da peneira na qual “passa” 80% de alimentação do moinho.
 Esta fórmula de BOND é valida para moinhos de barras, se operarem em circuito aberto e para moinhos de 
bolas, em circuito fechado. O consumo de potência W é expresso em Kilowatts-hora por “short ton” para moagem via 
úmida num moinho que tenha um diâmetro interno de 8 pés (2438 mm).
 FATORES DE EFICIÊNCIA: Para aplicação da fórmula acima em condições diferentes deveremos corrigir usando 
oito fatores de eficiência (EF1 a EF8).
 EF1- O fator de ineficiência é de 1,3, pois os corpos moedores e as placas de revestimento ficam recobertos 
por partículas finas reduzindo a eficácia dos corpos moedores além de haver uma redução na velocidade de avanço do
material.
 EF2- É relativo às quantidades de oversize permitidas no produto final.
MOINHOS DE BOLAS – TIPOS E CARACTERÍSTICAS
ARRANJOS DE 
DESCARGA
OVERFLOW DIAFRAGMA COMPARTIMENTO
PROCESSO DE 
MOAGEM SOMENTE VIA ÚMIDA VIA SECA OU ÚMIDA VIA SECA OU ÚMIDA
CIRCUITO USUALMENTE FECHADO FECHADO FECHADO OU ABERTO
PRODUTO TÍPICO FINO – 200 MESH
INTERMEDIÁRIO (VIA 
ÚMIDA) 65–100 MESH 
FINO (VIA SECA) 325 
MESH
FINO
150 – 325 MESH
TAMANHO DE 
ALIMENTAÇÃO 
MÁXIMA
10 – 14 MESH < 1/2” < 1/2”
RELAÇÃO L/D 1 – 1, 5:1 1 – 1,5:1
CIR. ABERT: 3,5 – 5,0:1
CIR. FECH: 2,5 – 3,5:1
VELOCIDADE TÍPI-
CA (% DA VELOC. 
CRÍTICA)
65 – 70% 68 – 78%
VIA ÚMIDA: 65 -75%
VIA SECA: 70 – 78%
VOLUME DE 
CARGA 40 – 45% 35 – 50% 30 – 50%
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Tabela 12
 EF3- É relativo ao diâmetro do moinho.
Tabela 13
Referência de controle (% do 
produto menor que o nominal)
Fator EF2 (mul-
tiplicador)
50 1,035
60 1,05
70 1,10
80 1,20
90 1,40
92 1,46
95 1,57
98 1,70
Não especificado 1,20
Diâmetro do moinho 
internamente à carcaça
Diâmetro do Moi-
nho internamente 
ao revestimento
Multiplicador
Pés Metros Pés Metros EF3
3,0 0,914 2,6 0,790 1,25
3,281 1,000 2,88 0,880 1,23
4,0 1,220 3,6 1,100 1,17
5,0 1,520 4,6 1,400 1,12
6,0 1,830 5,6 1,710 1,075
6,562 2,000 5,96 1,820 1,06
7,0 2,130 6,5 1,980 1,042
8,0 2,440 7,5 2,290 1,014
8,5 2,590 8,0 2,440 1,000 (BASE)
9,0 2,740 8,5 2,590 0,992
9,5 2,900 9,0 2,740 0,977
9,843 3,000 9,34 2,850 0,970
10,0 3,050 9,5 2,900 0,966
10,5 3,200 10,0 3,050 0,956
11,0 3,350 10,5 3,200 0,948
11,5 3,510 11,0 3,350 0,939
12,0 3,660 11,5 3,510 0,931
12,5 3,810 12,0 3,660 0,923
13,0 3,960 12,5 3,810 0,914
13,124 4,000 12,62 3,850 0,914
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 Deve ser aplicado em moinhos cujo diâmetro medido internamente ao revestimento seja menor que 8 pés 
(2,44 metros). Em moinhos maiores a sua não aplicação representa uma boa medida de segurança.
 EF4- É relativo ao tamanho de alimentação que a carga mais eficientemente distribuída possa moer.
 Um moinho alimentado com tamanhos maiores requer corpos moedores maiores resultando numa maior 
dispersão dos tamanhos desses corpos moedores, o que reduz a eficiência da ação de moagem.
 O tamanho máximo ótimo de alimentação corresponde a 80% passante e é dado pelas seguintes equações:
 A primeira é usada para moinhos de barras e a segunda para moinhos de bolas:
 O fator EF4 é calculado pela fórmula:
 Onde: Rr = F/P = relação de redução
 EF5- O tamanho das bolas requeridas para fazer produtos mais finos que 80%passante em 200 mesh (74 microns) é menor 
que aqueles que podem ser fabricados economicamente. Quando são usadas bolas maiores que o devido há uma perda de eficiência.
 EF5 = P + 10,3
 1,145 . P
 P em mícrons.
 A tabela abaixo dá o fator de ineficiência para tamanhos de produto passante a 80% e para tamanhos não 
indicados nesta tabela, calcular o fator pela equação acima.
Tabela 14
 EF6- Fator de taxa de redução para moinho de barras.
 Onde: L= comprimento das barras em pés
 e D= diâmetro do moinho em pés medido internamente ao revestimento.
= 000(µ)
= 000(µ)
Rro=8+
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 Para moinhos de barras de descarga central periférica a taxa de redução ótima será metade do valor Rro calculado.
 EF7 – Fator de taxa de redução para moinho de bolas.
 Para calculo usamos a seguinte fórmula:
 
EF7= que deve ser aplicável quando a taxa de redução < que 6:1.
 
 EF8- Fator de ineficiência em moinhos de barras que apresentam barras gastas, finas e quebradas e variação 
no tamanho da alimentação. Assim, devemos considerar os seguintes itens:
 a) O moinho trabalha isolado no processo de moagem;
 EF8= 1,4 se a alimentação vier de circuito aberto de britagem.
 EF8= 1,2 se a alimentação vier de circuito fechado de britagem.
 b) Quando se dimensionar um moinho de barras que pertença a um circuito de moinho de barras + moinho de 
bolas sem processo de classificação
entre um e outro moinho, considerar somente para o moinho de barras o fator:
 EF8 = 1,2 se a alimentação do moinho de barras provier de um circuito aberto de britagem.
 EF8 = 1 se a alimentação do moinho de barras provier de um circuito fechado de britagem e se essa alimenta-
ção for constantemente 80% passante em ½” (12,7mm) ou mais fina (F < ½”).
 Finalizado o cálculo da potência requerida para o moinho a escolha do tamanho aproximado poderá ser feita 
baseada nas tabelas de fabricantes.
 VELOCIDADE CRÍTICA (Cs) : È a velocidade de rotação de um moinho que provoca a aderência de qualquer 
partícula pequena às placas de revestimento devido a força centrífuga.
 
 Onde: D= diâmetro interno do moinho medido internamente ao revestimento.
 Cs= Velocidade crítica em RPM.
 Para determinar a velocidade do moinho em porcentagem da velocidade crítica, teremos:
 •CÁLCULO DO TAMANHO DOS CORPOS MOEDORES
 Para um determinado moinho de bolas ou de barras a escolha do tamanho dos corpos moedores representa 
um problema, pois há dois fatores principais que se opõem:
 a) À medida que o tamanho dos corpos moedores aumenta, a pressão entre as superfícies em contato aumen-
ta, tornando possível a quebra de partículas maiores.
 b) Á medida que o tamanho dos corpos moedores diminui, a superfície disponível de atrito entre corpos mo-
edores, para moagem de pequenas partículas, aumenta, resultando daí um aumento na capacidade de moagem.
 - Corpos moedores para moinhos de bolas: O maior diâmetro de bola para a carga inicial e para a reposição é 
dado pela seguinte fórmula: 
 Onde:
 B = diâmetro da bola em polegadas
 F = tamanho da alimentação 80 % passante em mícrons
 Sg = densidade real do material a moer
 Wi = Work Index
 fCs = porcentagem da velocidade crítica
 D = diâmetro interno ao revestimento em pés
 FATOR K:
EF6=1+
ou
. 
%Cs = 2,364 x RPM X 
%Cs = 1,305 x RPM X 
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Tabela 15
Tabela 16- Distribuição do tamanho das bolas para início de operação.
 
 - Corpos moedores para moinhos de barras: o maior diâmetro de barra para a carga inicial e para a reposição 
é calculado pela equação:
 Onde:
 Os símbolos são os mesmos para o cálculo para os moinhos de bolas, exceto R que é o diâmetro da barra em 
polegadas.
Tabela 17- Distribuição do tamanho das barras para início de operação.
TIPO DE MOINHO E 
DE CIRCUITO
VALOR K PARA BOLAS OU BARRAS DE AÇO OU
FERRO FUNDIDO
DESCARGA MOGEM VIA CIRCUITO
OVERFLOW ÚMIDA ABERTO 350
OVERFLOW ÚMIDA FECHADO 350
DIAFRAGMA ÚMIDA ABERTO 330
DIAFRAGMA ÚMIDA FECHADO 330
DIAFRAGMA SECA ABERTO 335
DIAFRAGMA SECA FECHADO 335
DIÂMETRO DA BOLA 
CALCULADA
DISTRIBUIÇÃO DO TAMANHO DAS BOLAS PARA CARGA DE EQUILÍBRIO À PAR-
TIDA (% DO PESO TOTAL)
mm pol. 115mm 100mm 90mm 75mm 65mm 50mm 40mm
115 4,5 23,0
100 4,0 31,0 23,0
90 3,5 18,0 34,0 24,0
75 3,0 15,0 21,0 38,0 31,0
65 2,5 7,0 12,0 20,5 39,0 34,0
50 2,0 3,8 6,5 11,5 19,0 43,0 40,0
40 1,5 1,7 2,5 4,5 8,0 17,0 45,0 51,0
25 1,0 0,5 1,0 1,5 3,0 6,0 15,0 49,0
DIÂMETRO DA BOLA 
CALCULADA
DISTRIBUIÇÃO DO TAMANHO DAS BOLAS PARA CARGA DE EQUILÍ-
BRIO À PARTIDA (% DO PESO TOTAL)
mm pol. 125mm 115mm 100mm 90mm 75mm 65mm
125 5,0 18
115 4,5 22 20
100 4,0 10 23 20
90 3,5 14 20 27 20
75 3,0 11 15 21 33 31
65 2,5 7 10 15 21 39 34
50 2,0 9 12 17 26 30 66
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Tabela 18- Características dos Moinhos de bolas.
Tabela 19- Características dos Moinhos de barras.
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 • Exemplo de Dimensionamento de Moinho
 Calcular o moinho de barras necessário para moer, a úmido, 500 t/h em circuito fechado, um minério de WI 
= 13,2 e cujo F = 18.000 μ m e P = 1.200 μ m. Sabese que a alimentação do moinho será preparado em britadores com 
circuito fechado.
 Cálculo da Energia:
 Fatores:
 EF1 não se aplica (moagem à úmido)
 EF2 não se aplica (moinho de barras)
 EF3 só se determina após a escolha preliminar do moinho
 EF4 = 1,06
 EF5 não se aplica (moagem fina)
 EF6 só se determina após a escolha preliminar do moinho
 EF7 não se aplica (baixa razão de redução)
 EF8 = 1,2
 Cálculo do Moinho
 Conversão a toneladas métricas: 1,102
 Conversão HP: 1,341
 E = 2,83 x 1,102 x 1,341 = 4,43 HP h/t e para 500 t/h, tem-se
 E = 500 x 4,43 = 2.215 HP
 Multiplicando pelos fatores EF4 e EF8 obteremos o valor:
 2.215 x 1,06 x 1,2 = 2.817 HP de potência
 Consultando a tabela do fabricante (Tabela 20), vemos que se deve usar dois moinhos de 1409 HP. Escolheu-se 
um de 13 pés de diâmetro por 19 pés de comprimento que com uma taxa de enchimento de 40% terá 1356 HP.
Experimenta-se a eficiência deste diâmetro calculando-se o EF3.
 Pela Tabela 13, do fator de EF3 sabe-se que este valor será EF3 = 0,914. 
 Multiplicando-se a potência necessária (1409 HP) por este fator conclui-se que este moinho é muito grande, 
pois obteríamos:
 • 1409 HP x 0,914 = 1.288 HP; e o moinho nos fornecerá 1.356 HP.
 Escolhemos um modelo menor na Tabela 17 de 12 pés de diâmetro e 18 pés de comprimento que, com a taxa 
de enchimento de 40%, terá 1.173 HP. 
 O fator EF3 é determinado pela Tabela 13 como sendo 0,931. A potência será
de: 1.409 x 0,931 = 1.311,8 HP = 1.312 HP.
 Como a potência do moinho escolhido é baixa (1.173 HP), pode-se aumentar o comprimento do moinho e a 
potência proporcionalmente.
 O comprimento do moinho é de 5,49 m e 6,14 m será o comprimento que deverão ter os moinhos com a po-
tência individual de 1.173 HP.
-
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 Se o moinho de barras for trabalhar em circuito com o moinho de bolas teremos um EF8 = 1 e, portanto esta 
escolha estará certa, pois a energia necessária será:
 •2.215 x 1,06 x 1 = 2.348 HP; e com dois moinhos de 1.174 HP tem-se a energia necessária de instalação.
Tabela 20 – Tipos de moinhos de barras industriais.
6.3 EQUIPAMENTOS AUXILIARES À COMINUIÇÃO
6.3.1 ALIMENTADORES (TREMONHAS)
 São máquinas indicadas para atender às necessidades de alimentação, retomada e dosagem em circui-
tos de cominuição e classificação. Sua aplicabilidade vai desde a alimentação de britadores primários, retomada 
de materiais sob silos e pilhas, alimentação com dosagem de rebritadores e moinhos e outras.
Diâmetro Comprimento
L/D Veloci-dade
Peso da Carga de Barras 
(t) Potencial d Moinho (HP)
% da Carga em Volume % da Carga em Volume
m ft m ft RPM %Vc 35 40 45 35 40 45
0,91 3,0 1,22 4 1,40 36,1 74,5 1,0 1,13 1,27 7 8 8
1,22 4,0 1,83 6 1,57 30,6 74,7 2,25 2,58 2,9 23 25 26
1,52 5,0 2,44 8 1,67 25,7 71,2 6,91 7,95 8,89 57 61 64
1,83 6,0 3,05 10 1,73 23,1 70,7 13,1 15,0 16,8 114 122 128
2,13 7,0 3,35 11 1,62 21,0 69,9 20,0 22,8 25,6 181 194 204
2,44 8,0 3,66 12 1,53 19,4 69,3 29,0 33,2 37,4 275 295 310
2,59 8,5 3,66 12 1,44 18,7 69,0 33,0 37,7 42,5 318 341 359
2,74 9,0 3,66 12 1,38 17,9 67,5 36,0 41,1 45,5 344 369 388
2,89 9,5 3,96 13 1,41 17,4 67,6 42,7 48,8 54,9 416 446 470
3,05 10,0 4,27 14 1,44 16,8 67,0 51,5 59,0 63,8 507 544 572
3,20 10,5 4,57 15 1,47 16,2 66,4 61,4 70,1 78,9 609 653 687
3,35 11,0 4,88 16 1,50 15,9 66,08 72,5 82,8 93,5 735 788 829
3,51 11,5 4,88 16 1,43 15,5 66,6 79,7 90,7 103 819 878 924
3,66 12,0 4,88 16 1,37 15,1 66,4 82,7 99,8 112 906 972 1023
3,81 12,5 5,49 18 1,48 14,7 66,0 104 119 134 1093 1173 1234
3,96 13,0 5,79 19 1,50 14,3 65,6 120 137 154 1264 1356 1426
4,12 13,5 5,79 19 1,44 14,0 65,5 130 148 166 1385 1486 1562
4,27 14,0 6,10 20 1,46 13,6 64,9 147 169 190 1580 4695 1783
4,42 14,5 6,10 20 1,41 13,3 64,6 159 181 204 1715 1840 1935
4,57 15,0 6,10 20 1,36 13,0 64,3 171 194 219 1853 1988 2091
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Tabela 21 – Características gerais dos alimentadores.
Máquina De Sapatas Vibratório suspen-so Calha vibratória De Gaveta Vibratório De correia
Aplicações
principais
Serviços pesa-
dos; transpor-
te de mate-
riais grandes 
para a alimen-
tação de bri-
tadores
Serviços pesados; 
transporte
de ma-
teriais grandes para 
a alimentação de 
britadores; - ali-
mentação de trans-
portadores de cor-
reia;- reto ada de 
materiais graúdos. 
Alimentação de 
transporta dores 
de correia; reto-
ma da de mate-
riais de granu-
lome tria média 
de silos e pilhas.
-Alimentação 
de transporta
do res de cor-
reia; Dosa-
gem.
Alimentação de 
circuitos que 
requerem dosa-
gens precisas e
alta taxa de ali-
mentação.
Retomada de 
materiais finos e/
ou úmidos sob
silos e pilhas.
Vantagens Alta resistên-
cia ao impac-
to; alta carga 
a d m i s s í v e l 
por unida-
de de área; 
descarga dire-
ta na correia; 
boa regula-
gem de fluxo; 
pode elevar 
o mate rial; 
comprimento 
de 10m; pode 
reduzir a altu-
ra da instala-
ção; manuseia 
bem materiais 
argilosos c/ 
alto teor de 
umidade.
Alta segurança de 
funciona mento; 
pequena altura; se-
paração prévia dos 
finos; pouca e fácil 
manutenção; bom 
controle da alimen-
tação.
Baixo custo; 
pouca e fácil 
m a n u t e n ç ã o ; 
pequenas di-
mensões; boa 
segurança de 
funcionamento.
Bom controle 
de alimenta-
ção; baixo cus-
to; pequena 
potência ins-
talada.
Ótimo controle 
de alimentação; 
baixa potencia 
instalada; alta ca-
pacidade; peque-
nas dimensões;
baixo ruído ope-
racional.
Baixo custo; bom 
controle de
fluxo; admite 
bem materiais 
argilosos com 
alto teor de umi-
dade.
Desvantagens Alto custo; 
Manutenção 
cara.
Não pode ser carre-
gado diretamente, 
há necessidade de 
um pré-silo; Não 
pode ser usado 
para elevar o ma-
terial; comprimen-
to limitado; Alta 
potência instalada; 
Capacidade
cai em função da 
quantidade de 
material argiloso 
podendo até em 
certas condições se 
tornarem inoperan-
tes.
Regulagem de 
fluxo difícil; não 
pode trabalhar 
com materiais 
maiores que 
10”; capacidade 
cai em função 
de presença de 
argila podendo 
ficar inoperante.
Rápido des-
gaste do re-
ve st i m e nto ; 
Manutenção 
cara; tamanho 
máximo do 
material de 6”; 
capacidade cai 
em função da 
quantidade de 
material argi-
losos podendo 
ficar inoperan-
te.
Tamanho máxi-
mo de material 
limitado; alto 
custo de controle 
elétrico; capaci-
dade cai em
função da quan-
tidade
de material argi-
losos podendo
ficar inoperante.
Tamanho máxi-
mo de material 
limitado; Alto 
desgaste das cor-
reias.
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 • Exemplo de dimensionamento de uma alimentador de vibratório usado para alimentação de britadores 
primários: São indicados onde há grandes blocos de alimentação e serviço pesado, com grande taxa de alimentação e 
melhor separação de finos (possuem Grizzly de área maior) ou quando for exigida separação graúda.
E
A
C[Digite uma citação do documento ou o resumo de um ponto interessante. Você pode posicionar a caixa de texto em qual-
quer lugar do documento. Use a guia Ferramentas de Desenho para alterar a formatação da caixa de texto de citação.]
 
Tabela 22 – Especificações técnicas de alimentadores metso.
Dimensões em mm
Modelos A B C D E F G H
MV 27070 2700 700 1270 640 3510 2320 1500 -
MV 35080 3500 800 1250 720 4600 2500 1600 -
MV 40090 4000 900 1800 760 4850 2590 1780 -
MV 40120 4000 1200 1830 830 4880 2860 1830 -
MV 60128 6000 1200 2320 880 6840 2730 1920 2850
Modelo MV 27070 MV 35080 MV 40090 MV 40120 MV 60128
Peso Total (Kg) 3150 5150 6200 85000 11500
Abertura entre trilhos 2”- 3” 2”- 4” 2”-4” 2”- 4” 4”
Motores 2 x 5 HP 2 x 7,5 HP 2 x 8 HP 2 x 16 HP 2 x 20 HP
Peso da Tremonha (Kg) 1.350 2.050 2.600 3.250 4.610
Volume Raso/Coroado (m3) 3,0/5,4 4,0/7,0 4,8/8,6 5,8/10,5 8,6/15,5
Capacidade (m3/h) 30 - 150 50 - 200 80 - 250 120 - 350 150 - 400
Dimensões de A a F em mm
Modelos A B C D E F
Capaci-
dade
(m3/h)
Peso
(kg)
MV 27070 2700 700 590 570 240 2080 50 - 150 1.660
MV 35080 3500 800 700 660 240 2200 50 - 200 2.340
MV 40090 4000 900 760 560 510 2790 80 - 250 2.900
MV 40120 4000 1200 690 650 350 2770 120 - 350 4.300
MV 60128 6000 1200 380 380 280 4230 150 - 400 6.290
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 Cálculo da vazão necessária:
 A amplitude “a” é regulável de 3 mm a 7 mm pela troca dos pesos excêntricos.
 Caso haja uma inclinação da mesa no sentido descendente a velocidade será aumentada em 1,3 para inclina-
ção igual a 5° e 1,6 para inclinação de 10°. 
 Outros fatores são a largura da mês (L) e a altura (H) da camada de material sobre a mesa que depende do tipo 
de material e sua granulometria. Como regra teremos que:
 - H ≤ 0,5 .L para pedras grandes
 - H ≤ 0,3 . L para pedra britada até 6”
 - H ≤ 0,2 . L para areia e pedras pequenas
6.3.2 TRANSPORTADOR DE CORREIA
 O transportador de correia é um tipo de equipamento para transferir material continuamente. A correia tra-
balha sob o efeito da força de atrito. Ela não é somente um componente para transferir material, mas também um 
componente para transferir força.
 O transportador de correia é uma estrutura avançada e simples, de fácil manutenção. Sua capacidade de 
transferência é alta e a distância é longa. Eles são largamente usados na mineração.
 Cada vez mais, novos equipamentos, mais modernos e sofisticados, são introduzidos no mercado, e a escolha 
do melhor equipamento depende de muitas variáveis, como o custo de aquisição e custo operacional, o produto a ser 
manuseada, a necessidade ou não de mão de obra especializada, espaço disponível, entre outros.
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1. Principais Componentes de Transportadores de Correias
 • Roletes - É um conjunto de rolos geralmente cilíndricos instalados sobre um suporte de sustentação ou 
encaixe. São capazes de realizar livre rotação em torno de seu eixo, e são utilizados como meio sobre onde a correia 
transportadora irá deslizar. Podem ser de vários tipos dependendo a função realizada no sistema de transporte com 
correia transportadora ( tipos: de carga, retorno, impacto, alinhadores, transição, planos de anéis, espirais, catenárias 
e viradores).
 • Tambores - São componentes essenciais em um transportador de correia, no que tange à transmissão de 
potência, dobras, desvios e retorno da correia. Podem ser do tipo: acionamento, retorno, esticador, dobra e encosto.
 •Acionamento de Transportadores - Podem ser encontrados nas seguintes posições para o acionamento do 
transportador:
 a) Cabeceira (mais comum).
 b) Central.
 c) Retorno.
 • Esticadores - Tem como finalidade a garantia da tensão conveniente para o acionamento da correia, e, além 
disso, absorver as variações no comprimento da correia, causados pelas mudanças de temperatura, oscilações de 
carga, tempo de trabalho, etc. Podem ser do tipo: Esticador por parafuso, vertical por gravidade e horizontal por gra-
vidade. 
 • Guias Laterais - Utilizado nos pontos e em situações onde exista a tendência do material derramar da correia. 
Sua aplicação também é indicada na região de carregamento, como prolongamento da tremonha.
 • Calha de Descarga- Utilizada como meio de transferência do material de um transportador para outro equi-
pamento qualquer, como britadores, peneiras ou outro transportador.
 • Equipamentos para limpeza da correia- São equipamentos indispensáveis em todos os transportadores. Au-
mentam a vida da correia e dos tambores, proporcionando ao transportador uma melhor condição de funcionamento. 
São os seguintes: Raspadores de Correias, Limpadores de Correias, Limpador por jato de água.
 • Detector de Metais- Evita a entrada de corpos metálicos não britáveis nos britadores. O detector poderá 
fazer soar um alarme e desarmar a correia, quando na presença de materiais metálicos indesejáveis.
2. Cálculos da Capacidade do Transportador
 A capacidade (Q) de um transportador é função da área de sua secção transversal, da velocidade da correia (V) 
e do peso específico do material (Y). A área da secção transversal é a soma das áreas da secção trapezoidal com a
do segmento circular, e função da largura da correia (B), do número de rolos e sua inclinação nos roletes (i) e do ângulo
de acomodação do material na correia (a).
 O ângulo de acomodação (a) é uma característica do material em movimento na correia sendo, aproximada-
mente de 10 a 15º menor que o seu ângulo de repouso, ocorrendo devido à tendência de nivelamento do material 
causada pela trepidação da correia nos roletes sendo:
 dp= 0,055 B + 0,9
 C= C tabela x V x K
 Onde: dp= distância padrão do material à borda da correia (pol.)
 B= largura da correia (pol.)
 C= capacidade volumétrica m³/h de um transportador a uma velocidade V=x m/s. (para cada velocidade tere-
mos um valor tabelado).
 V= velocidade de um transportador (m/s).
 K= fator de correção da capacidade de um transportador devido a inclinação (y) do mesmo.
3. Seleção da Largura da correia
 A seleção da largura da correia é determinada simultaneamente pela capacidade volumétrica (C) desejada, já 
calculada no item anterior, e pela porcentagem de tamanho máximo do material (granulometria).(Verificar as tabelas 
dos fabricantes).
4. Seleção da Velocidade da Correia
 A velocidade da correia (V) é função das características do material a ser transportado e da largura da correia 
(B). Em condições normais, é recomendado prever uma largura de correia compatível com as velocidades tabeladas. 
Para material seco e fino, uma velocidade elevada pode causar muita poeira. Para material pesado de grande granulo 
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metria ou com partículas pontiagudas, uma velocidade elevada pode causar muito desgaste nas calhas
de descarga. As velocidades para transportadores novos não devem ultrapassar a 2 m/s.
5. Seleção do tipo de rolete e o espaçamento entre eles
 O tipo de rolete a ser usado depende do tipo de serviço (regime de trabalhoh/dia; tipo de instalação e densi-
dade do material) e da velocidade da correia (m/s).
 O espaçamento dos roletes de carga e retorno dependem da largura da correia, Os primeiros também dependem da 
densidade do material a ser transportado. O objetivo é evitar flechas pronunciadas entre os pontos de apoio e a correia.
6. Cálculo da Potência de acionamento(Ne)
 Este método aplica-se a transportadores simples, de até100 metros de comprimento com pequena capacida-
de. Para aplicações mais complexas utilizar o método CEMA/DIN.
 Cálculo: A potência efetiva necessária para o transporte do material é calculada pela fórmula:
 Ne = V x (Nv + Ng) + (Q/100) x (N1 +/- Nh)
 Onde: Ne = potência total efetiva (HP).
 NV= potência para acionar o transportador vazio a uma velocidade de 1,0 m/s (HP).
 N1 = potência para deslocar 100 t/h de material de uma distância (L) na horizontal (hp).
 Ng = potência para vencer o atrito das guias laterais à velocidade de 1,0 m/s.
 Quando as guias forem de comprimento normal, esta parcela deve ser desprezada.
 V = velocidade da correia (m/s).
 Q = quantidade do material transportado (t/h).
Tabela 23- Valores de NV(hp).
Tabela 24- Valores de N1, Nh e Ng.
POTÊNCIA PARA ACIONAR O TRANSORTADOR VAZIO A 1,0 m/s
LARGURA 
DA COR-
REIA
(B)
Nv (HP)
COMPRIMENTO DO TRANSPORTADOR = L (m)
10 15 20 30 40 50 60 70 80 90 100 110
16” 0,37 0,47 0,54 0,70 0,80 0,90 1,01 1,10 1,20 1,31 1,42 1,53
20” 0,45 0,55 0,64 0,81 0,95 1,09 1,20 1,32 1,43 1,54 1,67 1,80
24” 0,47 0,70 0,83 1,01 1,20 1,33 1,52 1,67 1,80 1,92 2,06 2,19
30” 0,69 0,81 0,97 1,22 1,44 1,66 1,83 2,04 2,19 2,39 2,55 2,71
36” 0,75 0,94 1,08 1,35 1,58 1,80 2,03 2,24 2,45 2,64 2,84 3,03
42” 0,85 1,01 1,22 1,54 1,80 2,04 2,28 2,52 2,76 2,95 3,17 3,38
48” 1,02 1,20 1,32 1,80 2,13 2,40 2,71 2,98 3,23 3,48 3,74 4,00
POTÊNCIA PARA DESLOCAR 100 t/h DE MATERIAL NA HORIZONTAL
L (m) 10 15 20 25 30 40 50 60 70 80 90 100 110
N1 (HP) 0,50 0,63 0,74 0,81 0,95 1,11 1,25 1,42 1,50 1,64 1,75 1,87 2,05
OBS: L = comprimento do transportador projetado na horizontal, conforme gráfico
POTÊNCIA PARA ELEVAR OU DESCER 100 t/h DE MATERIAL
Alt. (m) 2 3 5 7,5 10 12,5 15 17,5 20 22,5 25 27,5 30
.Nh (HP) 0,8 1,2 1,9 2,8 3,7 4,7 5,6 6,5 7,4 8,5 9,3 10,2 11,1
POTÊNCIA PARA VENCER O ATRITO DAS GUAS LATERAIS A 1,0 m/s
Compr. das 
guias (m) 5 10 20 25 30 35 40 45 50 55 60 65 70
Ng (HP) 0,60 1,26 2,52 3,18 3,84 4,56 5,28 6,00 6,72 7,38 8,10 8,88 9,60
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7. Cálculo da Potência do motor
 Determinada a potência efetiva Ne (HP), pode-se selecionar o motor a ser utilizado, considerando-se as perdas 
na transmissão:
 Nmotor = Ne / Nt
 Onde: Nt = N1 x N2 x N3 x N4 ...Nn
Tabela 25- Eficiências N1, N2, N3 ....Nn.
8. Determinação das Tensões na Correia
 Com a potência efetiva (Ne), pode-se obter a tensão efetiva na correia (Te), que é a força tangencial que mo-
vimenta a correia através da fórmula:
 Te = (75 x Ne) / V
 Onde: Te = tensão efetiva (Kgf)
 Ne = potência efetiva (HP)
 V = velocidade da correia (m/s)
 A tensão máxima é maior que Te, pois temos a pré-tensão necessária para a transmissão de movimento do 
tambor á correia.
 T1 = Te (1 +K) T2 = K x Te
 O fator K depende do ângulo de abraçamento da correia sobre o tambor e do coeficiente de atrito entre esses 
dois elementos.
Tabela 26- Valores de K.
TRANSMISSÃO EFICIÊNCIA (n)
Correias V e polias 0,94
Corrente e rodas dentadas – s/ caixa de óleo 0,93
Corrente e rodas dentadas – c/ caixa de óleo 0,95
Redução simples em redutores de engrenagens helicoidais ou tipo espinha de peixe em moto-redutores 0,95
Redução simples, idem 0,94
Redução tripla, idem 0,93
Redução dupla em redutores “shaft mounted” de engrenagens helicoidais 0,94
Redutores de rosca sem fim com redução até 20:1 0,90
Idem de 20:1 a 60:1 0,70
Idem de 60:1 a 100:1 0,50
Acoplamentos hidráulicos 0,96 – 0,98
Queda de voltagem 0,90 – 0,95
FATOR K
TIPO DE ACIO-
NAMENO
ARCO DE 
CONTATO
ESTICADOR DE GRAVIDADE ESTICADOR DE PARAFUSO
tambor sem 
revestimento
tambor revestido 
com borracha
tambor em 
revestimento
tambor revestido 
com borracha
simples 180° 0,84 0,50 1,20 0,80
simples, com 
tambor de 
abraçamento
200° 0,72 0,42 1,00 0,70
210° 0,66 0,38 1,00 0,70
220° 0,62 0,35 0,90 0,60
240° 0,54 0,30 0,80 0,60
duplo 
380° 0,23 0,11 - -
420° 0,18 0,08 - -
OBSERVAÇÃO: Os valores acima foram obtidos usando-se o coeficiente de atrito (µ) entre correia e 
tambor igual a 0,25 para tambores sem revestimento e 0,35 para tambores revestidos com borracha.
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Tabela 27- Ábaco: Comprimento x Inclinação x Altura.
9. Seleção de Esticadores
 A escolha entre os esticadores por gravidade e por parafuso é feita em função do comprimento do transporta-
dor e para cada largura. O tipo por gravidade pode ser colocado em qualquer ponto do ramo frouxo da correia, sendo 
recomendável nas proximidades do tambor de acionamento ou no próprio tambor traseiro, ao passo que o por para-
fuso é usado exclusivamente no tambor traseiro.
10. Cálculo do Contrapeso
 O valor do contrapeso para o esticador por gravidade ou da força a ser aplicada ao esticado por parafuso é 
obtido através de:
 G= 2 x T + (COS λ x 0,10 x Pc) x (Pc x SEN λ)
 Onde: G = valor do contrapeso ou da força necessária ao esticador por parafuso (Kgf).
 T = tensão na correia no ponto onde está localizado o esticador (Kgf)
 Pc = peso do tambor esticador e do seu carrinho ou seu quadro-guia (Kgf)
 λ = inclinação do transportador (graus).
 Para um transportador horizontal λ= 0 , portanto:
 G = 2 x T + 0,10 x Pc
 O curso do esticador recomendado é de aproximadamente 1,5% a 2,5% do comprimento da correia.
 A classificação é a etapa que antecede a concentração e consiste em separar as partículas minerais por seu 
tamanho. Os processos de classificação são divididos em peneiramento e classificação propriamente dita. Estes têm 
como objetivo comum à separação de duas ou mais frações com partículas de tamanhos distintos.
7.1 PENEIRAMENTO (SCREENING = CRIBADO (TAMIZADO))
 É um processo mecânico de separação de partículas que se utiliza de uma superfície perfurada. As partículas 
com dimensões superiores à da abertura considerada, tendem
a ficar retidas na superfície, enquanto as com dimen-
7. Peneiramento e Classificação
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sões inferiores tendem a atravessar a mesma. O material retido na tela da peneira é denominado oversize e o passan-
te, undersize.
 No século XV, os alemães introduziram as primeiras telas de arame, mostrando os sinais do primeiro avanço 
tecnológico no peneiramento de minérios e, assim, foram iniciadas operações mecanizadas com o uso de telas de 
arame.
7.1.1 INTRODUÇÃO A CLASSIFICAÇÃO GRANULOMÉTRICA
 Máquina com uma ou mais superfície perfurada, utilizada para classificar partículas em duas ou mais frações 
granulométricas.
 As superfícies podem ser feitas de tela, barras ou chapas perfuradas.
 s aberturas podem ser quadradas, circulares, retangulares ou de outra forma qualquer.
 Quanto ao material de construção, podem ser metálicas ou não.
 Cada superfície perfurada é normalmente chamada de deck.
 Existe outro tipo de peneira, a do tipo rotativa.
 COMO FUNCIONA:
 Sob efeito de movimento vibratório, o material a ser classificado ao ser lançado na peneira, e ao deslocar-se 
sobre a superfície perfurada, as partículas menores vão escoando através dos espaços vazios criados pelas partículas 
maiores (como arroz e feijão),encaminhando-se para a parte inferior da camada, indo de encontro com a superfície 
perfurada, enquanto as partículas maiores tendem a se deslocar na parte superior. Esse processo chama-se Estratifi-
cação.
Figura 42 – Componentes de uma peneira.
 O processo das partículas introduzirem-se em aberturas e serem rejeitadas se maiores ou de passarem, se 
menores, chama-se Probabilidade de Separação. 
 Essa probabilidade é função da relação entre o tamanho da partícula e o tamanho da abertura, podendo a 
partícula passar ou ser rejeitada mais facilmente, evitando-se o entupimento das aberturas.
 O movimento vibratório é produzido por mecanismos baseados em massas excêntricas com amplitude variá-
vel de 1,5 mm a 6,0 mm e frequência de 700 a 1000 rpm.
 Para uma boa separação, é necessário ter-se uma relação correta entre amplitude e frequência, para que, ao 
deslocar-se sobre a superfície de peneiramento, as partículas não caiam na mesma abertura, e nem saltem ultrapas-
sando várias aberturas.
 Geralmente a melhor relação é:
 Malha menor = amplitude maior = frequência menor.
 Malha maior =amplitude menor = frequência maior.
 Exemplo:
 Malha l00mm = amplitude 6,5mm = frequência 800 rpm 
 Malha l2mm = amplitude 3,0mm = frequência 1000 rpm
 ONDE É APLICADO:
 Onde se desejam classificar, lavar ou limpar os mais variados materiais ou produtos em diversos processos 
industriais, mineração e pedreiras.
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 As peneiras vibratórias são utilizadas em 95% das aplicações. As rotativas os outros 5%.
 Das peneiras vibratórias, 80% são do tipo inclinado, e os outros 20%, horizontais.
 Em uma mesma peneira podemos ter várias superfícies perfuradas superpostas com diferentes malhas em 
ordem decrescente de cima para baixo.
7.1.2 TIPOS DE PENEIRAS:
 Existem diversos tipos de equipamentos de peneiramento. Eles podem ser classificados como estacionários ou 
dinâmicos, dependendo se a superfície de peneiramento está se movendo.
 A grelha é um tipo de peneira estacionária (fixa) ou vibratória utilizada no peneiramento de material muito 
grosseiro. A aplicação mais comum no tratamento de minérios é na preparação da alimentação de britadores primá-
rios, onde ela remove da alimentação do mesmo o material menor que a abertura do britador.
 As grelhas fixas estas consistem de um conjunto de barras paralelas espaçadas por um valor pré-determinado, 
e inclinadas na direção do fluxo da ordem de 35° a 45º (Figura 43). São empregadas basicamente em circuitos de bri-
tagem para separação de blocos de 7,5 a 0,2 cm, em geral, sendo utilizados invariavelmente a seco. Sua eficiência é 
normalmente baixa (60%), porque não havendo movimento da superfície não ocorre a estratificação, que facilita a
separação.
Figura 43 – Representação esquemática de uma grelha fixa.
 As grelhas vibratórias são semelhantes às grelhas fixas, mas sua superfície está sujeita a vibração. São utiliza-
das antes da britagem primária (Figura 44).
Figura 44 – Grelha vibratória em britagem primária.
 As peneiras vibratórias (Figura 45) são as mais importantes para aplicações em tratamento de minérios. São 
capazes de lidar com material entre 250 mm e 250 μm. Sua principal aplicação é em circuitos de britagem, onde ela 
trata de materiais geralmente entre 250 e 500 mm de tamanho. A vibração é utilizada a fim de aumentar a sua efi-
ciência, uma vez que o entupimento é reduzido e a segregação do material da alimentação é induzida. Na prática é 
comum utilizar frequências mais elevadas e amplitudes mais baixas para partículas mais finas. O oposto se aplica ao 
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peneiramento de partículas mais grosseiras.
 Estas peneiras são as de uso mais frequente em mineração, sendo muito empregadas nos circuitos de brita-
gem e de preparação de minério para os processos de concentração. A sua capacidade varia entre 50 a 200 t/m2/mm
de abertura/24 h.
 Peneiras com acionamento elétrico, em particular peneiras de alta frequência, são frequentemente usadas 
no desaguamento e no peneiramento de partículas mais finas, dada a sua capacidade de gerar vibrações a altas fre-
qüências e baixas amplitudes. São aplicadas em circuitos de moagem, aonde importantes resultados são alcançados 
propiciando ganhos econômicos no estágio de cominuição e em processos como a flotação.
 Em termos técnicos, o peneiramento é compreendido como um processo de classificação de partículas por 
tamanho. Embora fatores como forma e densidade das partículas sejam significativos nesse processo, o tamanho da 
partícula ainda é o fator predominante na classificação por tamanho. Em geral, o peneiramento, nas operações de 
laboratório, de material fino, compreende a faixa granulométrica desde 37 até 10 μ m.
 As peneiras usadas no peneiramento fino a seco são dimensionadas com base em unidade de alimentação por 
área unitária (t/h/m²), enquanto no processo a úmido considera-se t/h/m.
 No peneiramento a seco, esse tipo de peneira é limitado para materiais com granulometria inferior a 12 mm. 
Peneiras com vibração mecânica são as mais usadas na separação de tamanhos de materiais de granulometria grossa.
 Vale a pena destacar também o uso das peneiras DSM (Figura 47a e 47b), um tipo de peneira estacionária 
(fixa) que foi desenvolvida na década de 50 pela Dutch State Mines. Ela tem encontrado importantes aplicações no 
peneiramento fino de polpas minerais até granulometrias de 50 μm.
 São utilizadas para desaguamento de suspensões e para uma separação precisa de suspensões de partículas 
finas. Possuem uma elevada capacidade de produção, podendo-se utilizar como um valor médio para pré-dimensio-
namento, 100 m(3)/h por metro de largura de leito para abertura de 1,0 a 1,5 mm.
Figura 45 - Peneira Vibratória.
Figura 46 – Sistema de peneiramento móvel.
Figura 47a - Funcionamento da peneira fixa DSM.
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Figura 47b - Funcionamento da peneira fixa DSM.
 Peneiras rotativas (trommel) - estas peneiras possuem a superfície de peneiramento cilíndrica ou ligeiramente 
cônica, que gira em torno do eixo longitudinal. O eixo possui uma inclinação que varia entre 4° e 10°, dependendo 
da aplicação e do material nele utilizado. Podem ser operadas a úmido ou a seco. A velocidade de rotação fica entre 
35- 40% da sua velocidade crítica (velocidade mínima na qual as partículas ficam presas a superfície cilíndrica). Nessas 
condições, a superfície efetiva utilizada no peneiramento está em torno de 30% da área total.
 As principais vantagens dos trommels são sua simplicidade de construção e de operação, seu baixo custo de 
aquisição
e durabilidade.
Figura 48 – Representação esquemática de um Trommel.
7.1.3 O QUE DETERMINA SEU DIMENSIONAMENTO
 Um equipamento de peneiramento é definido inicialmente pelas suas dimensões e pelo tipo de abertura (qua-
drada, retangular, circular, elíptica ou alongada). Existe uma relação entre o tamanho máximo de partícula que pode 
passar numa determinada abertura e as dimensões do fragmento passante.
 Para uma grelha, onde se tem apenas o afastamento livre entre as barras, este determina o tamanho máximo 
da menor dimensão da partícula que atravessa as barras paralelas.
 Para aberturas quadradas ou retangulares é definida a largura máxima. O fato de ser quadrada ou retangular 
tem pouca influência, visto que a malha retangular é colocada apenas para compensar a perda de área real de passa-
gem pela inclinação dos equipamentos de peneiramento, embora também algumas vezes seja para atender à forma 
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lamelar do material.
 As dimensões máximas mencionadas anteriormente não são as reais, pois uma partícula de tamanho “a” pode 
não passar através de uma abertura “a”.
 Assim, em uma abertura “a” só irão passar partículas Ka, sendo K um fator de redução. Para 0<K< 0,5 as partí-
culas passam livremente; 0,5<K<0,85 as partículas passam com dificuldade, sendo esta a fração crítica de separação; 
0,85<K<1,00 o material praticamente não passa pela abertura.
 Os dados necessários para seleção e dimensionamento de peneiras são:
 a) características do material a ser peneirado, tais como: densidade e umidade; tamanho máximo da alimen-
tação; forma das partículas; distribuição granulométrica; presença de materiais argilosos;
 b) capacidade;
 c) faixa de separação do produto;
 d) eficiência desejada;
 e) tipo de serviço: lavagem, classificação final, classificação intermediária e etc;
 f) limitação ou não de espaço e peso;
 g) grau de conhecimento do material ou produto desejado.
 A seleção das peneiras deve ser feita em função das características do material e do tipo de serviço a que ela 
irá se submeter.
 Dimensionar uma peneira significa calcular as dimensões das suas superfícies em função da capacidade reque-
rida, ou seja, da quantidade de material com características e condições determinadas que devam passar pelo equipa-
mento por um tempo determinado (hora). No caso das peneiras, duas condições independentes devem ser atendidas; 
área da tela e espessura do leito.
 Um dos métodos aceitos para selecionar a peneira a ser utilizada é baseado na quantidade de material que 
passa através da malha 0,0929 m² de uma peneira com abertura específica, e que será aqui apresentado. Destaca-se, 
porém, que este é apenas um dentre os muitos métodos existentes e que cada um deles pode levar a resultados dife-
rentes.
 Área Total: A área total “A” pode ser definida por:
A = S/ (C. d. FM)
 Onde:
 S = quantidade de material passante na alimentação que atravessa a peneira por hora (t/h);
 C = capacidade básica de peneiramento (t/h x 0,0929m²);
 d = peso específico aparente do material alimentado / 1602
 FM = fatores modificadores.
 a) Capacidade básica (C) – (m³/h . m²) 
 Nem todos os materiais têm as mesmas propriedades ou as mesmas características de peneiramento, pos-
suindo estes suas curvas de capacidade específica próprias.
 Como exemplo segue abaixo a curva baseada num material com densidade aparente de 1602 kg/m(3), servin-
do apenas para minérios metálicos.
Figura 49 – Capacidade básica de peneiramento para material com densidade aparente de 1.602 kg/m3.
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 b) Fatores modificadores
 Existem muitas variáveis e inter-relações entre essas variáveis que afetam o peneiramento de um dado mate-
rial, mas aqui só serão avaliadas aquelas que afetam de maneira significativa o cálculo do tamanho de peneiras para 
minérios.
 • Fator de Finos (F)
 O fator de finos depende da quantidade de material, na alimentação, que é menor do que a metade do tama-
nho da abertura no deque.
 Os valores de F para as várias eficiências de peneiramento são apresentados na Tabela 11. 
 É importante lembrar que para um determinado deque, o fator de finos sempre será calculado em relação à 
alimentação desse deque.
Tabela 11 – Fatores de finos e de eficiência de peneiramento.
EFICIÊNCIA NO PENEIRAMENTO:
 A eficiência de peneiramento é expressa como a razão entre a quantidade real de minério que passa na aber-
tura da tela da peneira e a quantidade na alimentação que deveria passar ambas obtidas por meio de ensaio em labo-
ratório.
 No peneiramento industrial, considera-se a eficiência máxima igual a 95%, cujo fator de eficiência correspon-
de a 1,0.
 Assim, compreende-se que não há, na prática, peneira com 100% de eficiência.
E = P . 100
 a . A
 Onde:
 E = eficiência; P = passante (t/h); A = alimentação (t/h);
 a = percentagem de material menor que a malha da alimentação.
 Industrialmente, a eficiência de peneiramento situa-se entre 80 e 90%,atingindo em alguns casos 95%. 
As partículas com diâmetros (d) superiores a uma vez e meia a abertura da tela (a) não influenciam no resultado 
do peneiramento, bem como àquelas inferiores à metade (0,5) da abertura da tela. As partículas compreendi-
das entre esta faixa é que constituem a classe crítica de peneiramento e influem fortemente na eficiência e na 
capacidade das peneiras.
 Essa classe pode ser dividida em duas:
 1) 0,5 a < d < a - que em termos probabilísticos têm menor chance de passar que as demais partículas menores 
que a malha; e 
 2) a < d < 1,5 a - que embora não passantes, são as que mais entopem as telas das peneiras.
 • Fator de abertura (B)
 Fator que compensa a tendência das partículas ficarem retidas na superfície de peneiramento devido ao tipo 
de abertura da superfície. Estes valores são apresentados na Tabela 12.
Eficiência de Fator Eficiência 
(E)Peneiramento (%) Finos (F)
0 0,44 -
10 0,55 -
20 0,70 -
30 0,80 -
40 1,00 -
50 1,20 -
60 1,40 -
70 1,80 2,25
80 2,20 1,75
85 2,50 1,50
90 3,00 1,25
95 3,75 1,00
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Tabela 12 – Fatores de Abertura
 • Fator de Deque (D)
 Esse fator leva em consideração a estratificação que ocorre nos deques reduzindo assim a área de peneira-
mento.
 Na Tabela 13 são apresentados os fatores para peneiras de até três deques.
Tabela 13 – Fatores de Deque
 • Fator de Área (O)
 A curva de capacidade básica mostrada na Figura 49 é baseada em aberturas quadradas cuja área de superfície 
aberta é indicada imediatamente abaixo dos tamanhos das aberturas.
 Quando se tem uma área de superfície aberta diferente daquele padrão apresentado no gráfico, deve-se inse-
rir um fator de correção que é obtido pela razão da área da superfície aberta usada em relação à padrão.
 Como exemplo, se for usado para uma separação em 2,54 cm, um deck, com 36% de superfície aberta, o fator 
será 0,62 (36/58) e se ao contrário for usado para mesma abertura, um deque com superfície aberta de 72% o fator 
será 1,24 (72/58).
 • Fator peneiramento via úmida (W)
 Este fator é aplicado quando o peneiramento é realizado com auxílio de água, na forma pulverizada, sobre o 
material que está sendo peneirado. A vantagem obtida por essa pulverização varia com a abertura da superfície de 
peneiramento e só pode ser alcançada se a quantidade correta de água for utilizada.
 O volume de água recomendado é de 18,92 a 31,53 m³/s para 0,765 m³ de material alimentado. A Tabela 14 
apresenta os valores dos fatores de acordo com as aberturas.
Tabela 14 – Fatores de Deque
Tipos de Abertura
Razão (r)
Comprimento/largura
Fator B
Quadradas e retangulares r < 2 1,0
Retangulares 2 < r < 4 1,2
Retangulares 4 < r < 25 1,2
Barras paralelas r > 25 1,4*
* paralelo ao fluxo ** perpendicular ao fluxo
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Exemplos
 Para ilustrar o procedimento de determinação destes fatores de dimensionamento
de peneiras, são apresen-
tados os seguintes exemplos. 
 a) Circuito aberto (Figura 50)
 Dados de alimentação: vazão: 300t/h de minério de ferro; densidade aparente:
 2082kg/m3; umidade: 8%;
Figura 50 – Esquema de um circuito aberto de peneiramento.
Tabela 15- Análise granulométrica:
 Separação requerida: 12,7 mm, com peneiramento a seco.
 Solução: A = S/ (C. d. F.E.D.B) = 195 / (1,7.1,3.0,86.1.1.1,2)= 85,5ft² = 7,95m²
 C = 1,7 t/h x 0,9 m² (Figura 42);
 d = 2082/1602 = 1,30
 F = 0,86 (33%);
 E = 1,00 (95%);
 D = 1,00;
 B = 1,2.
 O valor calculado de 7,95 m² representa a área efetiva da peneira. Deve-se acrescentar a este valor, um fator 
de 10% a fim de compensar a perda de área devido aos suportes que sustentam a tela à peneira.
 Neste caso 7,95 + 0,79 = 8,74 m².
 O próximo passo será selecionar uma peneira padrão com uma área de 8,74 m², mantendo-se uma razão com-
primento/largura de 2:1 para que haja um peneiramento eficaz. Assim, por tentativa tem-se uma peneira de 1,83 m x 
4,87 m com uma área total de 8,91 m².
 Outro ponto importante é a espessura do leito de material que passa no deque. Este deve ser controlado para 
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se ter certeza de que está dentro dos limites aceitáveis.
 A recomendação para um peneiramento efetivo é a de que o leito no final do deque não seja mais do que 4 
vezes o tamanho da abertura no deque. Isto significa que para uma abertura de 12,7 mm, a espessura do leito não 
deve ser superior a 50,8 mm. 
 Para determinar a espessura do leito, utiliza-se a Figura 51 que fornece a vazão de minério para cada centíme-
tro de altura do leito em função da largura da peneira e do peso específico do minério para um ângulo de inclinação 
de 18°.
 No caso do exemplo, tem-se que para uma largura de peneira de 1,83 m, a quantidade de material para cada 
centímetro de altura do leito é de 46 t/h. Para uma vazão de 105 t/h que atravessa o deque, a espessura do leito é de 
22,8 mm (105/46), valor esse que está abaixo do máximo recomendado que é de 50,8 mm.
Figura 51- Determina a espessura do leito para uma velocidade de fluxo de 18,29 m/min.
 Para outros ângulos de inclinação da peneira, a vazão de minério (kg/s) para cada centímetro de altura de leito 
é obtida com a multiplicação do valor encontrado para a inclinação de 18° (Figura 51) pelo fator mostrado na Tabela 
16.
Tabela 16 – Fatores multiplicativos em função do ângulo de inclinação da peneira.
 Quando se estiver trabalhando com mais de um deque, será importante lembrar que cada deque deve ser 
tratado individualmente.
 b) Circuito fechado: (Figura 52)
 Quando se tem um circuito fechado de classificação, é necessário levar em consideração não só as caracterís-
ticas da alimentação inicial do circuito mas também as da carga circulante.
 A carga circulante pode ser determinada de várias maneiras mas o método que se segue é direto e lógico.
 Cálculo da carga circulante
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 Dados de alimentação:
 Vazão: 200 t/h,
Figura 52 – Esquema de um circuito fechado de peneiramento.
Tabela 17- análise granulométrica (da alimentação nova):
 Solução:
 O primeiro passo é assumir uma eficiência de peneiramento. Uma eficiência mais alta implica em uma peneira 
maior, mas numa carga circulante menor. Isso pode ser uma vantagem, pois o custo de um britador é sempre bem 
superior ao de uma peneira, mesmo quando comparados os seus respectivos tamanhos. Assim, será assumida uma 
eficiência de 95%. 
 Baseado nesta eficiência, a alimentação da peneira deverá conter:
 • 210,5 t /h (200/0,95) de material abaixo de 12,7 mm para que a vazão de passante seja de 200 t/h.
 Da análise granulométrica sabe-se que a alimentação inicial (Al) contém 130 t/h
 (0,65 x 200) de material abaixo de 12,7 mm. Sendo assim, o britador deverá produzir então 80,5 t/h.
 Se for usado um britador giratório para 12,7 mm que produz 75% de material abaixo de 12,7 mm na descarga, 
então sua alimentação terá que ser de 107,3 t/h (80,5/0,75) para produzir 80,5 t/h de material menos 12, 7 mm.
 Assim, a carga circulante (c.c.) de 107,3 t/h mais a alimentação inicial de 200 t/h fornece a alimentação total 
que é então de 307,3 t/h. 
 Calculada a carga circulante, o próximo passo será selecionar a área da peneira a ser usada através do método 
mencionado anteriormente, tomando como base 307,3 t/h de material alimentado e uma análise granulométrica ob-
tida pela combinação proporcional da alimentação inicial e da análise da descarga do britador.
7.1.4 NOVOS EQUIPAMENTOS
 Existem atualmente no mercado alguns novos equipamentos que são utilizados para separação por classifica-
ção, apresentaremos alguns exemplos, a seguir. 
 Hydro Clean- O Hydro-clean (Figura 53) é um sistema de limpeza e de separação que utiliza alta pressão, para 
partículas que variam de tamanho entre 0 a 70 mm, esse equipamento é adequado especialmente, para ser
utilizado na indústria de areia e cascalho, indústria de pedras naturais e de reciclagem, que tenham capacidade de 
produção entre 50 e 160 toneladas/hora de material de saída.
 A taxa de alimentação de material neste equipamento é ajustável de acordo com o nível de contaminação do 
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material a ser classificado. Um consumo de 0,12 a 0,2 m3 de água se faz necessário para que possa haver uma “limpe-
za” de uma tonelada de terra ou argila contaminada no processo, com um gasto de energia entre 03 a 0,5 kWh.
 Possui estrutura flexível para instalação em qualquer circuito de classificação.
Figura 53- Sistema Hydro-Clean.
 • Pratos Pelotizadores- Os pratos Pelotizadores (Figura 54) são muito utilizados para gerar pellets de minérios 
nos mais diversos tipos de processo, especialmente na pelotização.
 O princípio de funcionamento deste equipamento consiste na alimentação contínua do material em pó, pro-
cessando esse material para grânulos de tamanho uniforme.
 Além de um projeto de design mais robusto, confiável e que exige pouca manutenção, o diferencial deste tipo 
de equipamento é seu sistema de inclinação motorizado, que aumenta a performance da pelotização possibilitando 
granulometria e dimensões uniformes e uma melhor qualidade no produto final.
Figura 54- Prato pelotizador de laboratório.
 • Log Washer (lavador de cascalho)- O equipamento mostrado na (Figura 55) é geralmente indicado para 
processo que envolva materiais que apresentem dificuldade de escrubagem (atrição), tais como argilas insolúveis, 
rochas macias e certos tipos de agregados. Este equipamento é indicado para ser utilizado em processos que envol-
vam lavagens sucessivas. Este equipamento é indicado principalmente para processos que envolvam minério de ferro, 
cascalho, material reciclado.
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Figura 55 – Vista geral do equipamento Log Washer.
 • Drum Scrubber (Tambor desagregador rotativo) - O equipamento Drum Scrubber (Figura 56) é construído 
em aço inoxidável com estrutura de aço fabricados a partir de tambor rotativo com placas IS 2062. Geralmente são 
utilizados no beneficiamento de minério de ferro para remoção de impurezas tais como alumina e sílica a partir da 
superfície do minério.
Figura 56 – Vista geral do equipamento Drum Scrubber.
Tabela 18 – Especificações principais do equipamento Drum Scrubber.
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Figura 57 – Exemplo de classificação granulométrica de minério de ferro.
 (Samarco, 2008)
 Descrição dos produtos classificados granulometricamente:
 • Granulado ou Lump: possui maior valor de mercado devido a sua maior granulometria. Siderúrgicas podem 
utilizar o minério granulado de alta concentração de ferro diretamente em seus alto-fornos, sem necessidade de
qualquer outro beneficiamento;
 • Sinter feed: é o produto de minério de ferro mais comercializado atualmente. As siderúrgicas necessitam
que o sinter feed sofra um processo adicional de sinterização, antes que o minério seja fundido em seus alto-fornos;
Pellet feed: é o produto que tem aumentado sua participação no consumo mundial de minério de ferro, sendo o mais 
fino dos produtos. Há necessidade de um processo de pelotização para sua aplicação pela indústria siderúrgica. A pe-
lotização transforma o pellet feed em pelotas, ou pellets (como são usualmente chamados), que podem substituir o 
granulado nos alto-fornos ou nos reatores de redução direta;
 • Pellets: produzidas através do processo de pelotização, que visa o aproveitamento da fração ultrafina de mi-
nério de ferro, transformando-a em aglomerados com granulometria compreendida predominantemente entre16mm 
a 6mm. Após tratamento térmico apropriado essas pelotas adquirem características desejáveis ao processo de redu-
ção, seja no alto forno ou em fornos de redução direta. Apresentam teor de ferro acima de 65%, baixo níveis de impu-
rezas (principalmente fósforo e sílica) e propriedades físicas e metalúrgicas superiores.
 Em termos técnicos, o peneiramento é compreendido como um processo de classificação de partículas por 
tamanho. Embora fatores como forma e densidade das partículas sejam significativos nesse processo, o tamanho da
partícula ainda é o fator predominante na classificação por tamanho. Em geral, o peneiramento, nas operações de 
laboratório, de material fino, compreende a faixa granulométrica desde 37 até 10 
 µ m.
 As peneiras usadas no peneiramento fino a seco são dimensionadas com base em unidade de alimentação por 
área unitária (t/h/m2), enquanto no processo a úmido considera-se t/h/m.
7.1.5 SÉRIES DE PENEIRAS E PADRONIZAÇÃO
 Uma sugestão, aceita pelos fabricantes de peneiras, foi dada pelo professor alemão R. Von Rittinger, na qual 
ficou estabelecida que a razão entre as aberturas de duas peneiras sucessivas é constante e igual a 2 , enquanto a razão 
entre as áreas é igual a 2.
 Para se construir a série Tyler 2 , basta tomar como referência a peneira (peneira referência) com abertura de 
0,074 mm (200 malhas) e multiplicar esse valor por (raiz quadrada de 2) . O produto obtido corresponde à abertura da
peneira imediatamente superior àquela da peneira referência, isto é, 0,104 mm (150 malhas). A operação se repete 
sucessivamente até completar a série.
 De modo análogo, para determinar o valor da abertura da peneira imediatamente inferior àquela da peneira 
referência, divide-se o valor 0,074 mm (abertura da peneira referência) por (raiz quadrada de 2) e, assim, sucessiva-
mente. Os resultados estão listados na Tabela 1, cujos valores, em negrito, correspondem à série Tyler (raiz quadrada 
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de 2) . Na série Tyler há uma preferência pelo uso da abertura da peneira em malhas. Assim, quando se fala em uma 
peneira de 200 malhas, significa que em uma polegada linear da tela há 200 aberturas, e cada abertura corresponde a 
74 
 µ m.
 “A série padrão consta de 14 peneiras e tem como base uma peneira de 200 malhas por polegada linear 
(200mesh) , feita com fio de arame de 0,053 mm de espessura , o que dá uma abertura livre de 0,074mm”.
PENEIRAÇÃO SÉRIE TYLER (MAIS USADA)
 A série consta 14 peneiras e tem como base uma peneira de 200 malhas por polegada linear (200 mesh), feita 
com fio de arame de 0,053 mm de espessura, o que dá uma abertura livre de 0,074 mm. As demais peneiras são: 150, 
100, 65, 48, 35, 28, 20, 14, 10, 8, 6, 4 e 3 mesh .
 Mesh é o número de malhas por polegada linear
Tabela 19 - Série Padrão Tyler.
TYLER Abertura mm/microm
Tolerância na ABERTURA
Mínimo Máximo
3,5 5,60 5,42 5,78
4 4,75 4,60 4,90
5 4,00 3,87 4,13
6 3,35 3,24 3,46
7 2,80 2,71 2,89
8 2,36 2,28 2,44
9 2,00 1,93 2,07
10 1,70 1,64 1,76
12 1,40 1,35 1,45
14 1,18 1,14 1,22
16 1,00 0,97 1,03
20 850 821 879
24 710 685 735
28 600 579 621
32 500 482 518
35 425 409 441
42 355 342 368
48 300 288 312
60 250 240,1 259,9
65 212 203,3 220,7
80 180 172,4 187,6
100 150 143,4 156,6
115 125 119,2 130,8
150 106 100,8 111,2
170 90 85,4 94,6
200 75 70,9 79,1
250 63 59,3 66,7
270 53 49,6 56,4
325 45 41,9 48,1
400 38 35,1 40,9
500 25 21,0 28,0
635 20 17,0 23,0
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Foto 09 – Peneira vibratória de 2 decks.
7.1.6 ANÁLISE GRANULOMÉTRICA
 Nos ensaios de análise granulométrica, devem ser considerados o peso da amostra utilizada, o tempo e a pre-
cisão do ensaio, além da forma como será conduzido o ensaio: a seco, a úmido ou a forma combinada úmido/seco. Na 
determinação do peso da amostra, deve ser considerado o tipo de amostra, o teor do mineral minério, a granulometria 
do material, entre outros.
 Com relação aos minérios com granulometria grossa, isto é, abaixo de 50 mm, em muitos casos, são tomadas 
amostras de 10,0 kg ou mais. Nos casos dos minérios finamente moídos, a quantidade de amostra varia no intervalo 
Foto 08 – Peneira vibratória com 3 decks.
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de 200 a 600 g. Em todas as situações, o tamanho das amostras depende da finalidade da análise granulométrica, isto 
é, das análises subseqüentes com as frações resultantes do ensaio granulométrico, entre outros.
 Não se deve utilizar quantidade excessiva da amostra sobre a peneira. Neste caso, muitas partículas finas 
ficarão inclusas nas grossas, sem a chance de se exporem à abertura da peneira. Entende-se que a amostra deve ser 
bastante para que cada fração retida seja representativa e sua quantidade seja suficiente para as análises subseqüen-
tes.
 O uso da metodologia adequada e boa experiência laboratorial tornam-se instrumentos indispensáveis a uma 
análise granulométrica confiável, ou seja, com resultados consistentes.
 O tempo do ensaio está ligado, entre outros, aos seguintes fatores: natureza e granulometria do minério, pre-
cisão e finalidade do ensaio.
 Minérios com granulometria grossa requerem tempo menor de peneiramento. Ao contrário, para aqueles 
com granulometrias finas, torna-se essencial a operação com tempos mais longos, para que todas as partículas te-
nham a chance de se exporem às aberturas de cada peneira. Além disso, para melhorar a eficiência do peneiramento, 
recomenda-se a realização do ensaio a úmido.
 Antes de iniciar qualquer ensaio de peneiramento, o bom operador confere o estado de conservação das 
peneiras, bem como os demais equipamentos a serem usados. Esses devem estar em ótimas condições operacionais 
para não comprometerem os resultados dos ensaios. Logo, ao final de cada ensaio, é obrigação do mesmo operador 
deixar todos os equipamentos em perfeitas condições de uso. É preciso lembrar que imputa-se boa parte da qualidade
dos resultados obtidos nos ensaios às condições operacionais dos equipamentos e ao seu estado de conservação, 
responsabilidade básica dos seus usuários.
 • Ensaio a Seco
 Os ensaios a seco são indicados para minérios com granulometria grossa e quantidades mínimas da fração 
fina. O método para realização dos ensaios fundamenta-se também na seleção das peneiras a serem usadas.
 As amostras devem ser secas em estufas para evitar o efeito da umidade no peneiramento.
 Amostras úmidas podem se aglomerar e mascarar os resultados dos ensaios.
 A amostra deve ser adicionada na peneira superior (Figura 58) e então se liga o peneirador. Após a operação 
remove-se toda a coluna de peneira do peneirador e coloca-se sobre uma bancada. A duração do ensaio é função da
natureza do minério e da habilidade do operador. 
 Remove-se a peneira superior da coluna, isto é, a de malha mais grossa e encaixa-se na mesma um fundo cego. 
Em seguida realiza-se um peneiramento manual para remoção da fração fina ainda retida na malha.
 Na etapa seguinte, verte-se a fração passante, retida no fundo cego, na peneira de abertura imediatamente 
inferior.
Figura 58- Série de peneira Tyler no peneirador vibratório.
 Repete-se a operação, sucessivamente, até a última peneira do teste,
isto é, aquela de menor abertura. Para 
finalizar o ensaio, as frações retidas são pesadas de forma precisa e servem de base para o cálculo da distribuição gra-
nulométrica.
 Após o ensaio, conduz-se a limpeza das peneiras, removendo-se as sujeiras residuais com um pincel especial 
e, em seguida, são acondicionadas e guardadas para os próximos ensaios. Assim, parcialmente, fica assegurada a re-
produtibilidade dos futuros ensaios.
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Figura 59 - Peneira encaixada no fundo cego para peneiramento manual dafração final, ainda residual.
 • Ensaio a Úmido
 Em princípio, a amostra é empolpada, seguida da sua dispersão feita com uma percentagem de sólidos na fai-
xa de 40 a 50%. A etapa de dispersão consiste em realizar a atrição da polpa em um condicionador de polpa, operando 
com rotação da ordem de 1.200 RPM, com tempo de atrição da ordem de 10 min, dependendo do caso. Na maioria 
dos casos, emprega-se um dispersante com o objetivo de assegurar a dispersão das partículas e facilitar o seu penei-
ramento, principalmente, quando o minério contém elevada quantidade de argila, por exemplo, caulim. O dispersante 
mais utilizado é o silicato de sódio Na2SiO3 ou hexametasilicato de sódio Na2(Na2SiO3)6. Por essa e outras razões, 
esse método é indicado para os minérios com fração fina, em especial os argilosos.
 Após a dispersão transfere-se a polpa para uma coluna de peneiras previamente selecionada. Procede-se o 
ensaio, cuja duração está ligada à natureza do minério, à quantidade da fração fina, entre outros aspectos.
 A boa prática recomenda evitar o uso excessivo de água. O encerramento do ensaio deve acontecer quando o 
operador observar que ocorreram simultaneamente as duas condições seguintes:
 1) A água coletada na saída está tão limpa quanto a água nova adicionada na entrada;
 2) Não há mais partícula de minério, na fração passante na peneira de menor abertura.
 Na etapa seguinte, removem-se todas as frações retidas nas peneiras e, em recipientes apropriados, estas 
são secas em estufa com temperatura não superior a 150ºC. Finalmente, é realizada pesagem de cada fração, para o 
cálculo da distribuição granulométrica.
 • Ensaio Úmido/Seco
 Em muitos casos, o minério contém uma fração fina, cujas partículas estão aglomeradas em decorrência da 
tensão superficial resultante da umidade ou da atração eletrostática. Em outras situações, as partículas finas estão 
aderidas às grossas. Como conseqüência, num peneiramento a seco, essas partículas são retidas nas peneiras de aber-
turas maiores ou obstruem as peneiras com aberturas menores, ou seja, peneiras de malhas finas.
 Portanto, há necessidade da remoção dessa fração fina para não mascarar os resultados do ensaio. Nesse caso, o 
peneiramento a seco impede a reprodutibilidade dos resultados e compromete, sobremodo, a consistência dos mesmos.
 A alternativa consiste em combinar os peneiramentos a úmido e a seco, utilizando a peneira com abertura de 
37 μm. Esse procedimento, com a vantagem de ser mais rápido que o úmido, resume-se em cinco etapas: dispersão, 
lavagem, secagem, peneiramento a seco e pesagem das frações. 
 A dispersão da polpa (primeira etapa) é feita conforme procedimento descrito no peneiramento a úmido.
 Na segunda etapa procede-se à lavagem da amostra. Para tal, utiliza-se a peneira com abertura de 37 μm, para 
remover a fração fina. Por ser a tela dessa peneira delicada, empregam-se as chamadas peneiras de alívio, quais sejam, 
aquelas cuja função é aliviar o excesso de carga sobre a peneira de 37 μm. 
 O número das peneiras de alívio e as aberturas das suas telas dependem do materiais voláteis porventura 
existentes. As peneiras não devem ser usadas como recipientes de secagem das amostras. Assim, o operador não as 
danifica, assegura a vida útil das mesmas, além de contribuir para a reprodutibilidade dos futuros ensaios, imprimindo 
qualidade e respeito técnico ao seu trabalho.
 Na última etapa procede-se à análise granulométrica a seco da fração grossa, acima de 37 μm, com a compo-
sição completa da série de peneiras selecionadas para o ensaio, conforme previamente descrito nesta metodologia.
 • Distribuição Granulométrica 
 Após a secagem e pesagem de cada fração granulométrica, realiza-se o cálculo da distribuição granulométrica. 
Inicialmente, prepara-se uma tabela para apresentação dos dados obtidos, conforme o modelo da Tabela 4.
 O método de preenchimento encontra-se seguir. 
 A coluna Abertura (μm) corresponde às aberturas das peneiras utilizadas no ensaio.
 A coluna Peso (g) refere-se às massas (g) da fração retida na peneira correspondente. Em seguida, somam-se 
esses valores, registrando o total na linha 17 e na coluna Peso (g), no valor de 976,02. 
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 A coluna Percentagem Retida é obtida pela divisão do valor da massa retida em cada peneira pelo total da soma das 
massas, multiplicando-se o quociente por 100. O registro é feito na mesma linha, porém na coluna Percentagem Retida. No 
caso, 83,44 ÷ 976,02 = 8,55, que corresponde ao primeiro valor da linha 1 e da coluna percentagem retida.
 Na coluna Percentagem Acumulada, inicialmente, registra-se o valor da primeira linha correspondente à colu-
na Percentagem Retida, na mesma linha da coluna Percentagem Acumulada, isto é, 8,55 + 5,19 = 13,74. Em seguida, 
soma-se esse valor àquele da linha seguinte e coluna anterior. Repete-se a operação com esse novo valor até o último 
valor da coluna Percentagem Retida.
 Obtém-se a coluna Percentagem Passante subtrai do valor 100 aquele registrado na coluna Percentagem Acu-
mulada, isto é, 100 – 8,55 = 91,45. Registra-se a diferença na linha correspondente da coluna Percentagem Passante. 
Repete-se a operação até o último valor na coluna Percentagem Acumulada.
 Todo esse procedimento pode ser feito de forma mais prática, com o uso de planilhas eletrônicas de cálculo, 
ou com o uso de calculadoras programáveis. 
 Mesmo assim, é indispensável o conhecimento do cálculo de cada coluna dessa tabela e não simplesmente 
proceder às operações mecanizadas por meio de calculadoras e/ou aplicativos existentes nos variados tipos de com-
putadores pessoais. 
 Para utilização desses resultados em relatórios, registram-se apenas os valores correspondentes às colunas: 
abertura, percentagens retidas e passantes. Também é comum expressar esses valores na forma de gráfico, ilustrado 
na Figura 60, ou, ainda, a forma combinada, tabela e gráfico. Neste caso, há também a disponibilidade de programas 
específicos em computadores pessoais.
 A consistência dos resultados deve ser avaliada para verificar, em especial, a reprodutibilidade dos ensaios, 
ainda que realizados em duplicata. Uma avaliação preliminar do ensaio pode ser feita mediante a diferença entre 
opeso inicial da amostra e o peso final, ou seja, a soma de todas as massas retidas nas peneiras. Para ensaios realiza-
dos com procedimentos corretos, essa diferença não pode ser superior a dois pontos percentuais. Valores superiores 
indicam perdas significativas da amostra durante a realização do ensaio.
 Neste caso, aconselha-se a repetição do ensaio. Finalmente, deve-se utilizar balança de precisão.
Tabela 20 – Distribuição granulométrica típica de uma amostra de caulim, onde se utilizou a série de peneiras Tyler 2, ensaio realizado no CETEM.
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Figura 60 – Representação gráfica referente à distribuição granulométrica de uma amostra de caulim.
7.2 CLASSIFICAÇÃO
 É o processo de separação que se baseia na velocidade de sedimentação das partículas imersas num meio 
fluido. Um classificador consiste essencialmente de uma coluna separadora, na qual o fluido ascende a uma velocida-
de uniforme. A classificação a úmido é aplicada, normalmente, para partículas com granulometria muito fina, onde o 
peneiramento não funciona de uma forma eficiente.
 Quando as duas forças que
atuam na partícula (gravitacional e de resistência do fluido) se tornam iguais, a 
partícula atinge uma velocidade denominada terminal e passa a ter uma queda com velocidade constante.
7.2.1 CARACTERÍSTICAS DA CLASSIFICAÇÃO
 • Sedimentação em Queda Livre
 A sedimentação em queda livre refere-se ao movimento da partícula imersa em um fluido e que tende, sob a 
ação da gravidade, a percorrer uma distância teoricamente infinita. Ela é verificada quando a percentagem de sólidos 
for menor que 15% em peso.
 A força de resistência na sedimentação em queda livre é calculada com base nas leis de Stokes e Newton, res-
pectivamente para os regimes laminar e turbulento.
 As forças que atuam sobre a partícula são: a da gravidade (mg), a de empuxo (m’g) e a da resistência (R)com 
uma força resultante (F).
 Quando as partículas (esféricas) são pequenas (r < 50 μ m) o regime é considerado laminar e para o caso de 
partículas grossas (> 5 mm), o regime passa a ser turbulento, e a lei de Newton substitui a de Stokes.
 Essas leis mostram que a velocidade terminal da partícula, em um dado fluido, é função apenas do tamanho e 
da densidade da partícula, concluindo-se portanto que:
 Se duas partículas têm a mesma densidade, a partícula com maior tamanho terá maior velocidade terminal;
Se duas partículas têm o mesmo tamanho, a partícula mais densa terá maior velocidade terminal.
 A razão de sedimentação livre que é a razão de tamanho de partículas necessária para que dois minerais te-
nham a mesma velocidade terminal de sedimentação pode ser calculado por:
 Da e Db = diâmetros das partículas a e b respectivamente;
 da e db = densidades das partículas a e b respectivamente;
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 df = densidade do fluido;
 n = 1 para lei de Newton;
 0,5 para lei de Stokes.
 Na faixa granulométrica intermediária (0,05 < r < 5 mm), onde a classificação a úmido é normalmente 
realizada, não há nenhuma lei definida. Uma das expressões sugeridas para traduzir a resistência oferecida pelo 
fluido nesta faixa é dada pela combinação das forças de resistência regidas pelas leis de Stokes e de Newton, 
obtida por Oseen que relaciona a velocidade terminal da partícula, viscosidade do fluido, raio da esfera e a den-
sidade do fluido.
 • Sedimentação em Queda Impedida
 A sedimentação em queda impedida (ou queda retardada) é caracterizada pelo movimento de uma 
partícula em uma polpa. Com o aumento da densidade da polpa, o movimento de sedimentação de cada 
partícula é influenciado pelo movimento das demais e pelo deslocamento da água através dos espaços 
entre as partículas, resultando para esta partícula, uma velocidade terminal de sedimentação menor do 
que a de queda livre.
 Similarmente à sedimentação em queda livre, pode-se definir uma razão de sedimentação em queda 
impedida que será dada por:
 z = Da/Db = ((db-dp) / (da-dp))
 onde:
 Da e Db = diâmetros das partículas a e b respectivamente;
 da e db = densidades das partículas a e b respectivamente;
 condição : (db > da )
 Essa razão de sedimentação é sempre maior do que a em queda livre, e quanto mais densa a polpa, 
maior será a razão do diâmetro de partículas com velocidades terminais de sedimentação idênticas.
 •Aplicações de Sedimentação em Queda Livre e Queda Impedida na Classificação
 A comparação entre as quedas livre e impedida pode ser feita de maneira mais clara.
 Supondo-se que se tenha cinco pares de partículas esféricas de quartzo (dQ = 2,65) e galena (dG 
= 7,5) de 10, 20, 30, 40 e 50 mm de diâmetro e outros cinco pares das mesmas espécies de 0,1; 0,2; 0,3; 
0,4 e 0,5 mm de diâmetro em queda livre na água e depois em queda impedida em uma suspensão de 
partículas muito finas de quartzo em água com 40% de sólidos e 60% de água (em volume) ou seja, com a 
seguinte densidade:
 Dp = (2,65 x 0,40) + 1,00 x 0,60) = 1,66
 Para que as esferas grossas de quartzo e galena tenham a mesma velocidade terminal em quedas livre 
e retardada, a razão de sedimentação (z) será igual a 3,94 e 5,90, enquanto que para partículas finas esta razão 
será de 1,98 e 2,43, respectivamente.
 Observando a Figura 61, verifica-se que as condições ideais para classificação por tamanho em um flui-
do são estabelecidas no caso de queda livre de partículas pequenas (3a coluna). Por outro lado, as melhores 
condições para a classificação ou separação por diferença de densidade são estabelecidas na queda retardada 
de partículas grossas (2ª coluna). Neste último caso, por exemplo, se a queda das referidas partículas ocorre 
num tubo onde se admita uma suspensão com densidade de 1,66 e com velocidade ascendente igual àquela 
assinalada na 2ª coluna, ocorrerá uma separação completa entre as partículas de quartzo que vão transbordar 
e as de galena que acabam se sedimentando no fundo do aparelho.
 Conclui-se com isso que a sedimentação em queda livre é utilizada quando se dá ênfase, na classifica-
ção, ao efeito do tamanho das partículas, enquanto que a em queda impedida será utilizada para aumentar o 
efeito de densidade sobre a separação.
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Figura 61 – Exemplo de queda livre e queda retardada de esferas grossas e finas de quartzo e galena.
7.2.2 CLASSIFICADORES
 Os classificadores consistem essencialmente de uma coluna de separação, na qual o fluido, seja líquido ou 
gasoso, está ascendendo a uma velocidade uniforme (Figura 62).
 As partículas introduzidas na coluna de separação sobem ou descem dependendo das suas velocidades termi-
nais. Assim, são obtidos dois produtos: um overflow consistindo de partículas com velocidade terminal menor que a 
velocidade do fluido e um underflow de partículas com velocidade terminal maior do que a velocidade do fluido.
Figura 62 – Representação esquemática para um classificador.
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 • Classificadores Horizontais: Os classificadores horizontais são essencialmente do tipo sedimentação em 
“queda livre” e têm acentuada utilização quando se pretende uma separação apenas por tamanho. Estes classificado-
res são divididos em: cones de sedimentação, classificadores mecânicos e classificadores espirais.
 1. Cone de Sedimentação- Este tipo de classificador é o mais simples, sendo utilizado praticamente na sepa-
ração de sólidos e líquidos, ou seja, como unidades desaguadoras em operações de pequena escala. É usado também
na deslamagem de minérios.
Figura 63 – Representação esquemática de um cone duplo.
 2. Classificadores Mecânicos: Os classificadores mecânicos têm seu uso difundido em operações de circuito 
fechado de moagem e na classificação de produtos de usinas de lavagem de minérios. A polpa é alimentada dentro de
uma calha inclinada e sedimenta no tanque. As partículas com altas velocidades de queda se dirigem para o fundo 
do tanque (material grosso pesado), enquanto que as partículas mais leves se mantêm na superfície sendo escoadas 
como um overflow. Podem ser do tipo de arraste ou de rastelo.
 Uma característica operacional dos classificadores mecânicos é que eles permitem obter uma faixa de separa-
ção bem definida, desde que alimentados com uma polpa diluída, o que acarreta um overflow com baixa percentagem 
de sólidos. Será necessária a introdução de uma etapa de espessamento, antes que a concentração se realize. Isso 
pode vir a constituir uma desvantagem da utilização desse tipo de equipamento.
 3. Classificador Espiral: Os classificadores espirais (Figura 64) são os mais utilizados em instalações de peque-
na capacidade, estando o seu campo de aplicação restrito a uma faixa granulométrica entre 0,833 a 0,074 mm.
Figura 64 – Representação esquemática do classificador espiral.
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 Os classificadores espirais consistem de uma calha, ou de dentro dela encontra-se um eixo envolvido por uma 
ou mais hélices, as quais, girando, mantêm a polpa em suspensão. Estas hélices, têm
a função de remover o material 
sedimentado do fundo da calha. O conjunto como um todo apresenta vários níveis de inclinação, sendo esta uma va-
riável de processo. Apresenta, em relação ao classificador de rastelos, a vantagem de remover o material de maneira 
mais eficiente, devido ao declive mais íngreme, evitando assim o retorno do material.
 O classificador em espiral é normalmente caracterizado pelo diâmetro da espiral.
 A alimentação é feita abaixo do nível de polpa e o material mais pesado afunda e é transportado pelas hélices 
ao longo do declive, sendo finalmente descarregado na parte superior através de uma abertura na base da calha,
acima do nível de água.
 O material mais fino transborda pela parte inferior da calha. As condições operacionais são definidas pela:
 •Velocidade de revolvimento ou arraste;
 • Altura da calha e inclinação da calha;
 • Diluição da polpa.
 Para se obter uma classificação mais fina, a velocidade de revolvimento ou arraste deve ser pequena e a in-
clinação da calha a menor possível, pois com isso se obtém um tanque de sedimentação com maior volume, o que 
permite um tempo de sedimentação maior. Para classificação mais grossa, o procedimento é oposto ao acima citado. 
O parâmetro mais importante é a diluição da polpa.
 Quando se opera em circuitos fechados com moinhos de bolas, os produtos de moagem dificilmente apresen-
tam menos de 65% em peso de sólidos, enquanto que os classificadores espirais não operam com mais de 50%. Nesse 
caso a água necessária para diluição da polpa é adicionada no lavador da alimentação. O aumento na diluição reduz a 
densidade do transbordo aumenta a sedimentação em “queda livre”.
 • Classificadores Verticais
 Ao contrário dos horizontais, os classificadores verticais levam em conta o efeito da densidade das partículas e 
são usualmente utilizados em regime de sedimentação impedida. Atualmente, há uma substituição significativa desse
tipo de classificador pelos hidrociclones, na maioria das aplicações.
 O princípio de operação do classificador vertical (Figura 65) baseia-se na injeção de água à polpa de alimenta-
ção, com o fluxo de água em sentido oposto ao das partículas sedimentadas. Estes equipamentos consistem normal-
mente de uma série de colunas nas quais partículas em contra-corrente com a água sedimentam-se de acordo com 
suas densidades. A sedimentação seletiva ocorre devido a um controle da velocidade das correntes ascendentes de 
água, que decresce da primeira até a última coluna de classificação. As partículas mais grossas e mais densas irão se 
depositar na primeira coluna e as finas na última coluna, enquanto as lamas são obtidas por transbordo.
 A geometria do equipamento varia sucessivamente, devido não só à quantidade de água a ser manipulada 
incluir a água usada para as classificações anteriores, mas também porque é necessário que se reduza a velocidade 
superficial do fluido que transborda entre as colunas.
Figura 65 – Representação esquemática de um classificador vertical.
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 • Hidrociclones
 Os hidrociclones, como os classificadores mecânicos, têm a sua maior aplicação em circuitos fechados de mo-
agem, diferindo desses últimos pela maior capacidade.
 O princípio básico de separação empregado nos hidrociclones é a sedimentação centrífuga. O desempenho 
desses é influenciado por suas dimensões, pelas variáveis operacionais e pelas propriedades físicas dos sólidos e da 
polpa alimentada.
 Na Figura 66 é apresentado um hidrociclone convencional, o qual consiste de uma câmara cilíndrico-cônica 
com entrada tangencial e duas saídas. A polpa é injetada sob pressão no aparelho, através de um duto situado na parte 
superior da câmara cilíndrica e, como resultado de sua entrada tangencial, é criado no seu interior um redemoinho.
 As partículas mais grossas e mais densas são arremessadas às paredes e descarregadas na abertura inferior, o 
apex, constituindo o underflow. Já as partículas mais finas, menos densas e grande parte da fase líquida são dirigidas 
para o centro do hidrociclone e saem por um cilindro na parte superior do aparelho, denominado vortex finder, cons-
tituindo o overflow. 
 As principais aplicações para os hidrociclones, dentre as quais são: 
 • Espessamento - elimina a maior parte da água de uma polpa;
 • Deslamagem - elimina as partículas mais finas. Isto é normalmente necessário para os processos de separa-
ção magnética a úmido,
 • filtração, etc;
 • Classificação - frequentemente utilizado no fechamento de circuito de moagem onde o underflow do hidro-
ciclone retorna ao moinho;
 • Classificação seletiva - por meio de uma configuração de hidrociclones em série, é possível obter-se um con-
junto de produtos com granulometria definida;
 • Pré-concentração - utilizando hidrociclones de fundo chato, pode-se realizar concentração por gravidade 
onde os minerais mais densos são descartados pelo underflow.
Figura 66 – Representação esquemática de um hidrociclone convencional.
 As principais vantagens apresentadas pelos hidrociclones são:
 • Capacidade elevada em relação ao seu volume e à área ocupada;
 • Controle operacional relativamente simples;
 • Custo de investimento pequeno;
 • Devido ao seu baixo preço e pequeno espaço ocupado, é possível manter unidades de reserva.
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 No entanto apresentam as seguintes desvantagens:
 • A não possibilidade de realizar ajustes para minimizar os efeitos causados pelas oscilações na alimentação;
 • Para se ter um controle efetivo no processo, geralmente são necessárias instalações sofisticadas;
 • Se o minério for abrasivo, o custo de manutenção das bombas e dos hidrociclones poderá ser relativamente 
elevado.
 Influência da geometria do hidrociclone bem como as condições operacionais no desempenho do equipamen-
to.
 Na hidrociclonagem ocorre uma classificação de partículas, ou seja, estas estão contidas numa polpa, com as 
quais se obtêm, após a classificação, duas classes de partículas, uma contida no underflow e outra no overflow.
 Teoricamente essas duas classes de partículas deveriam ser uma fina e outra grossa, mas na prática, a fração 
contida no underflow inclui a maior quantidade de partículas grossas, enquanto aquela contida no overflow inclui a 
maior quantidade de partículas finas. É conclusivo que a classificação não é perfeita, ou seja, a classificação não ocorre 
num tamanho bem definido. No caso do peneiramento, esse corte é exato, porque a classificação acontece sob um 
determinado tamanho, bem definido pela abertura da peneira.
 Parâmetros que influenciam no rendimento da operação:
 • Diâmetro do Hidrociclone- Define a capacidade e o diâmetro de corte dos hidrociclones. Aumentando o 
diâmetro, aumentam a capacidade do hidrociclone e o diâmetro de corte.
 • Diâmetro do Vortex finder- A variação de seu diâmetro possibilita regular a capacidade e o diâmetro de 
corte. O diâmetro máximo é limitado pela possibilidade do material ir diretamente para o overflow. A altura deve ser 
suficiente para ultrapassar o ponto inferior da abertura de entrada.
 • Área da Abertura de Entrada- Aumentando a área da abertura de entrada, aumentam a capacidade do hidro-
ciclone e o diâmetro de corte.
 • Altura da seção cilíndrica- Aumentando a altura, diminui o diâmetro de corte.
 • Diâmetro do Ápex- Dependendo do tipo de descarga do ápex, pode-se avaliar as condições de operação do 
hidrociclone. Na Figura 67 são mostrados três tipos de descarga.
 1. Descarga em cordão: o diâmetro do ápex é insuficiente. Com isso, partículas grossas dirigem-se para o over-
flow. Pode ser usado intencionalmente quando se deseja adensar e não classificar;
 2. Descarga em cone: operação normal;
 3. Descarga em pulverizador (spray): o diâmetro do ápex é maior que o recomendável. As partículas finas 
dirigem-se para o underflow.
Figura 67 – Representação esquemática dos tipos de descarga do ápex.
 
 • Ângulo da Parte Cônica- Aumentando
o ângulo do cone, aumenta o diâmetro de corte. Há um tipo de hi-
drociclone de fundo chato, cujas paredes apresentam inclinações entre 120° e 150°. Devido a esta característica é 
formado um leito com diferentes velocidades angulares que diminuem no sentido do topo à base. Estas diferenças 
de velocidades criam fortes correntes de convecção que nas paredes têm o sentido de cima para baixo e no centro, o 
sentido inverso. Nas paredes concentram-se as partículas mais grossas e mais densas, por outro lado, as correntes de 
convecção na base do hidrociclone, correntes radiais, levam o material mais grosso para o apex. Isso faz com que seja 
possível efetuar cortes em granulometrias grossas sem a necessidade de utilização de percentagem de sólidos eleva-
das e com maior eficiência do que nos hidrociclones convencionais. Permite, também, que se faça uma classificação 
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grossa sem que sejam requeridas altas percentagens de sólidos no overflow.
 • Pressão- Reservam-se cuidados especiais com o aumento da pressão na alimentação do hidrociclone, por razões 
várias. Na prática, aumenta-se a pressão quando a velocidade de rotação (rpm) da bomba é elevada. O aumento da pres-
são provoca um acréscimo na capacidade (kg/h) do hidrociclone, que implicará no aumento da velocidade tangencial e, por 
consequência, estende o mesmo efeito à velocidade angular. O resultado é um campo centrífugo com maior intensidade. 
Portanto, prover maior valor à pressão de alimentação significa oferecer maior chance de decantação centrífuga às partículas 
menores, diminuindo o diâmetro de corte. No entanto, operações com demasiado valor da pressão (superiores a 7,0 atm) 
resultam em excessivos custos operacionais e de manutenção da bomba de polpa, o que é indesejado.
 Entende-se por queda de pressão na hidrociclonagem, a diferença entre as pressões de entrada do hidrociclo-
ne e àquela medida no overflow. O hidrociclone deve sempre descarregar sob pressão atmosférica, isto é, o ideal seria 
que a pressão de entrada fosse igual à queda de pressão. É comum o uso de um suspiro, pequeno tubo livre para a at-
mosfera, localizado na parte mais elevada da tubulação do overflow. O operador deve sempre estar atento ao suspiro, 
a fim de evitar a sua obstrução e, em especial, nas operações em escala piloto. Desse modo, não há chance de ocorrer 
o fenômeno da sifonagem pelo overflow.
 • Distribuição granulométrica da alimentação - Esta variável determina a relação entre as frações retida e pas-
sante na malha de classificação, ou seja, os sólidos residuais no overflow, que influenciarão no diâmetro de classifica-
ção. Quanto maior for a quantidade de lamas na alimentação, mais viscosa será a polpa e, consequentemente, maior 
será o diâmetro de classificação. As medidas das percentagens de sólidos são feitas para os fluxos da alimentação, 
overflow e underflow, com auxílio da balança MARCY. 
 Também devem ser determinadas as vazões de polpa dos três fluxos.
 • Percentagem de Sólidos- O aumento dessa variável tende a aumentar o diâmetro de corte. Logo, quanto 
maior o valor desta variável, as partículas mais grossas enfrentarão mais obstáculos para atravessar a zona de partí-
culas mais finas e decantam na zona de centrifugação. O controle da percentagem de sólidos é feito pelo operador, 
primeiro, medindo o valor dessa variável com auxílio de uma balança MARCY, ou com procedimentos operacionais 
para medidas mais confiáveis. Aumentando a percentagem de sólidos na polpa, o diâmetro de corte aumenta até um 
determinado limite e depois, diminui.
 O exame da classificação por hidrociclone é feito segundo o conceito de percentagem das partículas passantes 
na abertura de uma determinada malha.
 Por convenção, ficou estabelecido que o diâmetro de corte seria P80 ou P50.
 Trata-se de um procedimento útil à análise da eficiência de classificação por hidrociclone.
 Na operação do hidrociclone há uma regra, quase universal, para utilização do P50, como diâmetro de corte 
na classificação, mais conhecido como d50, isto é, o diâmetro ou tamanho de partículas com 50% de probabilidade de 
ir para o underflow ou overflow, durante a classificação.
 A determinação desse valor dá-se por meio da análise granulométrica, em laboratório, de amostras dos fluxos 
da alimentação e underflow. Os resultados das análises granulométricas são plotados em um gráfico, em que, no eixo 
das abscissas estão os tamanhos das partículas em m e, no eixo das ordenadas, estão os valores da recuperação no un-
derflow. A curva obtida é chamada de curva de partição, na qual se determina o diâmetro (μm) mediano de partição, 
conforme ilustrado na Figura 68.
Figura 68 – Curvas de partição típicas de um hidrociclone com a ilustração dos diâmetros medianos de corte.
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 Equações são largamente empregadas em modelos de simulação para operação e dimensionamento de hidro-
ciclones.
 a) Determinação do d 50c :
 
 • Aeroclassificadores
 Os aeroclassificadores (Figura 69) são regidos pelos princípios físicos da força centrífuga, da força 
de arraste e da aceleração da gravidade. A combinação destas forças resulta num processo de classifica-
ção de partículas, de acordo com o seu tamanho ou a sua densidade. Para materiais secos com granulo-
metria abaixo de 100 μm, a classificação a ar fornece os meios mais eficazes na classificação dos finos 
contidos na alimentação e obtenção de um produto final com menor quantidade de partículas grossas. O 
equipamento é indicado para operação em circuito de moagem, no qual possui um desempenho ótimo na 
remoção da fração fina.
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Figura 69 – Classificador gravitacional inercial.
 Os Aero Classificadores combinam forças gravitacionais, inerciais, centrífugas e aerodinâmicas 
para classificar eficientemente os materiais nos pontos de corte variando de 50 a 200 mesh (300-75 mí-
crons). O material de alimentação e o ar primário entram pelo topo da unidade e percorrem até a parte 
inferior do equipamento.
 O ar sofre uma mudança de direção de 120°. Este ar, em seguida, sai pelas aletas arrastando com 
ele as partículas finas. As partículas grossas, que são pesadas demais para cruzar a aleta, descem até a 
parte inferior da câmara onde atravessam o fluxo de ar secundário antes de serem descarregadas através 
de uma válvula. O ar secundário, entrando abaixo das aletas, atravessa a cortina de partículas em queda. 
Aquelas partículas, que estão perto do ponto de corte em tamanho, são desviadas pelo fluxo de ar secun-
dário para dentro de uma ‘corrente de redemoinho’ dentro da câmara que tem forma de coração.
 Alguns finos são capturados à medida que entram na unidade enquanto outros são retirados do 
redemoinho. Estes são carregados pelo ar de exaustão para um filtro de tecido para a recuperação final. 
(Catálogo/ Metso) Cunha et al., (2004) enfatizam as vantagens do uso do aeroclassificador, que alcançou 
rendimento de até 80% para adequar areia artificial, obtida com base em pó de brita oriundo de britado-
res giratórios e cônicos de pedreiras. A areia foi classificada no aeroclassificador para remover a fração 
fina e adequar o produto ao uso na construção civil (norma NBR 7211). O trabalho menciona a pouca im-
portância, no caso, da taxa de alimentação e ressalta a importância da posição dos elementos de rejeição 
(lâminas) e da umidade da amostra que, para este material, não pode exceder 0,5% sem que os resultados 
fiquem sobremaneira prejudicados. Na Figura 70a e 70b encontram-se ilustrados os produtos obtidos 
com base em pó de brita produzido em unidade industrial produtora de brita para construção civil, após 
a classificação no aeroclassificador Sturtevant.
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Figura 70a – Classificação dos produtos 
do britador VSI em aeroclassificador.
 Outros usos da aeroclassificação
são encontrados nas indústrias de cimento, cerâmica, plásticos, produtos quí-
micos e alimentícios, bem como na classificação de carvão, diatomita, gesso, cal hidratado, minerais e pósmetálicos, 
areia de quartzo, carbonato e bicarbonato de sódio.
Figura 70b – Classificação dos produtos do britador BARMAC em aeroclassificador.
 • CARACTERISTICAS DE OPERAÇÃO DO AEROCLASSIFICADOR DE STURTEVANT
 Os materiais a serem classificados alimentam o cone de entrada do aeroclassificador com auxílio de um ali-
mentador vibratório. Em seguida, são direcionados para o interior do equipamento pela ação da gravidade e da força
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centrífuga imprimida pela placa distribuidora rotatória superior.
 A força centrífuga faz com que as partículas a serem separadas se afastem do centro da placa pelo movimento 
de rotação. Desta forma, as partículas são atiradas para as extremidades da placa rotatória superior, onde são coleta-
das nas abas da mesma e recolhidas na placa inferior logo abaixo. As duas placas delimitam a zona de classificação.
 A classificação dos materiais tem início na zona de classificação compreendida entre as duas placas. À medida 
que partículas mais pesadas são afastadas para a periferia das placas, sua força diminui e elas se depositam, por gra-
vidade, na câmara de grossos. 
 As partículas menores e/ou mais leves retardam seu movimento para a periferia da placa e são carreadas pelo 
fluxo ascendente de ar criado pelo ventilador principal até a zona de seleção.
 O material da placa inferior é submetido a três tipos de forças: à força centrífuga, responsável pela classificação inicial; à força 
da gravidade, que exerce uma força para baixo e à força do ar ascendente, que é controlável e tende a elevá-las. A velocidade de ali-
mentação, o volume de ar e a velocidade de rotação são fatores importantes nas zonas de classificação e seleção.
 As partículas menores e mais leves são facilmente carreadas para cima, em direção à zona de classificação, na 
qual ocorre a classificação final. As partículas maiores e mais pesadas ficam mais afastadas do centro, fora da ação do 
fluxo de ar ascendente e se depositam como rejeitos. 
 O ventilador consiste numa série de lâminas, montadas na placa de distribuição superior. Observa-se que, 
quanto menores as aberturas no ventilador de seleção (ou seja, quanto maior número de lâminas), menor será a faixa 
de tamanho obtida no produto final, efeito que é incrementado com o uso de maior velocidade de rotação. Ao contrá-
rio, a redução do número de lâminas leva à obtenção de produto mais grosso.
 Válvulas de controle estão localizadas estrategicamente entre o ventilador principal e o ventilador de seleção. Estas 
válvulas podem ser movidas para dentro ou para fora, assim, varia-se a abertura de entrada no ventilador principal. Quando 
se move essa válvula para dentro, a abertura diminui a capacidade volumétrica do ventilador principal, ao mesmo tempo, 
melhora a eficiência seletiva do ventilador pela formação de uma cobertura sobre as lâminas da seleção.
 As pás de retorno de ar estão localizadas entre o cone dos grossos e a parte interna do aparelho cônico. Estas pás que-
bram o redemoinho do ar que desce para a câmara de finos, permitindo que estes se depositem suavemente no cone de finos. 
Elas estão assim dispostas, de modo a imprimir um movimento tangencial ao ar, que entra e volta à zona de classificação. 
 O ar carregado de finos sai pela descarga dos finos. O ar limpo retorna por meio das pás para ajudar na classificação.
 O movimento da válvula para dentro, gera-se uma tendência à classificação mais fina, movendo-as para fora gera um produ-
to mais grosso. Em termos de capacidade, quanto mais abertas estiverem as válvulas, maiores serão as vazões. 
 Número de lâminas de seleção montadas na placa de distribuição superior- Para classificação fina, usa-se o máximo 
de lâminas, ao passo que, separações grossas permitem a retirada de uma ou mais lâminas.
 O diâmetro do ventilador principal pode variar de acordo com a posição das lâminas, dependendo da maneira que 
estiverem ajustadas: para dentro ou para fora. Quando estiverem reguladas para fora, o ventilador aumenta sua área de 
abrangência e tem um maior poder de arraste, resultando um produto final mais grosso. Com as lâminas para dentro ou em 
número reduzido, a capacidade de produção do equipamento é reduzida, gerando um produto mais fino.
 A maior capacidade de produção é obtida com as lâminas do ventilador principal para fora e as válvulas total-
mente abertas.
Figura 71 – Ilustração detalhada do aeroclassificador Sturtevant.
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 Algumas descrições de testes de moagem se fazem necessárias para um melhor entendimento.
Índice de abrasão de Bond (Ai)
 Este índice, desenvolvido por Bond na década de 40, quantifica o índice de abrasividade de um minério. Pode 
ser utilizado para calcular o desgaste em britadores e consumo de bolas em moinho de bolas.
 Neste teste são necessários 10 kg de amostra, representativa, entre 55 e 38 mm. Esta amostra é então moída 
a 19 mm e peneirada a 12,5 mm e quatro sub-amostras de 400 g são extraídas.
 Estas amostras, entre 19 e 12,5 mm, são colocadas em um recipiente junto com uma placa padrão de metal 
previamente pesada. A placa de metal é então rotacionada em contato com a amostra do minério por 15 minutos a 
632 rpm (Figura 72). Este procedimento é repetido quatro vezes e no final a placa é pesada novamente. A perda de 
massa, em gramas, da placa é o índice de abrasão.
Figura 72 – Aparato para realização do teste de abrasão de Bond (Fonte: Rolfsson,1983)
 Os valores do índice de abrasão de Bond (Ai’s) variam desde 0,026 g para granitos, passando por 0,18 g para 
quartzo e 0,25 g para magnetita até 0,69 g para taconito. Ai’s com valores acima de 1 g já foram registrados na indústria
de ouro, resultando em duração das partes de desgaste de britadores inferior a três semanas.
 • Índice de britabilidade de Bond (CWI – kWh/t)
 Este índice descreve a “competência” de minérios em frações mais grosseiras. É utilizado para cálculos de 
energia necessária para britagem. São necessários para o teste 20 pedaços representativos de minério, passantes em 
uma malha quadrada de 76 mm e retidos em malha quadrada de 50 mm. Estes pedaços são então quebrados pelo 
impacto de dois pêndulos. A energia imprimida é aumentada até que ocorra a quebra. A energia necessária (Eb) é 
relacionada a uma constante do equipamento e ao ângulo de queda dos pêndulos através da relação:
 O índice de britabilidade de Bond é então calculado através da seguinte fórmula desenvolvida experimental-
mente por Bond:
 CWI em kWh/t.
 Eb = energia necessária para quebrar uma determinada partícula
8. Energia de Cominuição
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 K = 164 (constante)
 a = ângulo de queda do pêndulo
 S.G. = densidade relativa da determinada partícula.
 t = espessura média do minério
 Valores de britabilidade encontrados variam de 8 kWh/t para laterita, até 46 kWh/t para rochas frescas.
 
 • Índice de Bond para moagem em moinho de bolas (BWI)
 O objetivo deste teste é determinar o “conhecido” Wi (Work Index) que é definido como a energia necessária 
para reduzir um material com tamanho infinito até um tamanho de 80% menor que 100 μm. 
 Segundo o JKMRC (1995), as condições para a realização do teste de Bond são as seguintes:
 1. Moagem a seco em moinho padrão de 12” x 12” (figura 68), com carga total de 285 bolas de ferro e massa 
de 20.125 g, de acordo com a distribuição da tabela 21:
Tabela 21 – Distribuição de bolas para teste de Bond para moagem de bolas.
 2. Velocidade de rotação: 70 rpm
 3. Carga circulante: 250% da alimentação nova
 4. Granulometria da alimentação: 100 % < 6 # (ou menor se necessário)
 5. Amostra: Para quatro malhas de teste são normalmente necessários 30 kg de amostra quarteada e homo-
geneizada.
A quantidade de amostra depende do número de testes a serem realizados. Enquanto Bond recomenda os 
testes em todas as malhas abaixo de 28 #, na prática algumas malhas-teste são escolhidas.
 O procedimento, segundo Pereira (1989), para a realização dos testes é como segue.
 Primeiramente deve-se fazer uma análise granulométrica (com alíquota suficiente para três análises). A média 
das análises é tomada como a granulometria da alimentação.
 Separa-se uma parte da pilha inicial para pequenos ajustes de massa.
 A seguir deve-se tomar da pilha uma amostra de 700 cm³ que corresponderá à alimentação inicial. Calcula-se 
então o IPP (Ideal Potential Product) que corresponde à massa dos 700 cm³ dividida por 3,5, ou seja, a “alimentação
nova” correspondente a uma carga circulante de 250 %.
 Moer a alimentação durante 100 revoluções ou, no caso de já existirem testes anteriores, durante o número 
de rotações resultante destes ensaios.
 Descarregar o material e peneirar a seco na malha-teste (geralmente 100 ou 200 mesh).
 Pesar a massa retida e a passante. Anotar o peso da massa passante, o peso da alimentação nova, que é a 
alimentação inicial menos a massa retida, e o passante líquido (produzido nesta etapa de moagem, passante do penei-
ramento da malha teste menos a massa menor que esta malha contida na alimentação do moinho).
 Registrar o GBP (Ball Mill Grindability) que é a massa produzida por revolução. 
 Esta massa é calculada pela divisão do passante líquido pelo número de revoluções.
 Colocar no moinho a alimentação nova (retirada da pilha inicial e da pilha de ajuste fino) juntamente com o 
retido. O número de rotações desta etapa é geralmente maior e calculado a partir do ciclo anterior para produzir um 
passante na malha-teste igual a 1/3,5 da carga total do moinho.
 O ciclo deve ser repetido até que a massa de material menor que a malha-teste (obtida com certo número de 
rotações) se mantenha constante, ou sofra uma inversão no seu comportamento com o número de revoluções. Ou 
seja, a alimentação nova torna-se igual ao IPP (Ideal Potential Product).
 Repetir então o ciclo mais duas ou três vezes com o mesmo número de rotações, tomando os passantes pro-
duzidos para posterior quarteamento e análise granulométrica.
 A distribuição granulométrica do produto será a média dos três últimos passantes.
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 Calcular o índice de Bond, Wi, de acordo com a seguinte fórmula.
 Pi = abertura da malha-teste (ou do circuito fechado) em μm.
 O GBP (g/revolução) é uma variável definidora da moabilidade do minério para a malha-teste e controladora 
do término do teste.
 O Wi da amostra será a média dos valores de Wi encontrados nas diferentes malhas teste.
 O Wi é dado em kWh por tonelada curta.
 F80 e P80 são expressos em μm. São os tamanhos das malhas que deixam
passar 80% da alimentação e do produto, respectivamente.
Valores típicos para BWI’s variam desde valores baixos como 5 kWh/t até valores mais altos como 25 kWh/t.
Figura 73- Moinho para testes de Bond para moagem de bolas (Fonte: CVRD, 2000).
 Não há uma definição específica para carga circulante, no entanto, podemos dizer que a carga circulante de 
um processo é aquele material que não está adequado à seqüência do processamento. Isso pode ser em decorrência 
da imperfeição do sistema de classificação/concentração ou realmente por estar fora da especificação aceita pela 
etapa subseqüente do processo. Esse material tem que retornar a etapa anterior do processo até que seja adequado 
à próxima.
 No beneficiamento de minérios, a maioria dos circuitos de britagem é fechada entre britadores e peneiras 
classificadoras. Quando é dimensionado o circuito, determina-se o percentual de carga circulante em cada etapa. O 
descontrole da carga circulante pode provocar um travamento do processo. Para reduzir as possibilidades de trava-
mento dos circuitos, os mesmos são, na maioria das vezes, dotados de silos, que têm a finalidade de absorver proble-
mas passageiros do processo, como: desregulagem de um determinado equipamento; variação repentina da dureza 
ou granulometria da alimentação; descontrole da taxa de alimentação. Os silos ainda têm a função de regularizar a 
alimentação subsequente.
 A alimentação dos britadores é feita através de alimentadores de correia dotados de inversores de freqüência, 
esses, intertravados à lógica de alimentação de cada modelo de britador, ou seja, nesse caso específico, o alimentador 
deve variar a velocidade de acordo com a corrente elétrica dos motores dos britadores de rolos; já nos britadores cô-
nicos a velocidade do alimentador deve variar a velocidade de acordo com o nível da câmara de britagem. Todo esse 
controle é feito através do CLP (controlador lógico programável).
 A carga circulante elevada provoca o aumento do consumo de energia, porque os equipamentos trabalham 
com massas elevadas, exigindo mais dos motores; reduz da vida útil dos, pois os mesmos podem trabalhar acima da 
9. Carga Circulante
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capacidade nominal; e, evidentemente, reduz a produção, uma vez que pode haver o travamento do circuito pelo enchimento 
dos silos, por exemplo. A disponibilidade física é afetada pelo fato dos equipamentos trabalharem acima da capacidade nomi-
nal, gerando paradas corretivas mais frequentes.
EXEMPLO DE BENEFICIAMENTO COM CARGA CIRCULANTE:
 • USINA DE BRITAGEM E PENEIRAMENTO DE CALCÁRIO PARA AGREGADO.
 A instalação de britagem projetada para o beneficiamento do agregado terá capacidade de 123,60 t/h ou 49,40 m3 
/h. Para esse processo serão necessárias as etapas de britagem primária, rebritagem e etapas intermediárias 
de beneficiamento com peneiramento do material.
 A britagem primária será realizada em um britador de mandíbulas série C110 Nordberg da Metso Minerals cuja 
abertura de alimentação é de 1100 x 850 mm que opera com abertura posição fechada de 80 mm ou 3 1/8”. A potência desse 
britador é de 200 hp e seu peso total é de 25.800 kg.
 A fim de prever um aumento da quantidade de calcário para agregado lavrado, a produção foi maximizada em 10%, isto é, 
passou a 135,96 t/h. Por isso, a distribuição granulométrica do material que sai do britador primário é a seguinte:
Tabela 22 – Distribuição granulométrica do produto britado – britador de mandíbulas C110.
 A próxima etapa do processo é a retirada de uma fração do material mais fino que pode ser classificado diretamente 
nos três produtos finais. Essa parcela correspondente à 35,35 t/h ou 26%. Esse valor corresponde ao corte do
material em 37,5 mm, sendo que 100,61 t/h de material seguem os outros passos de beneficiamento.
 Nesse caso usamos uma peneira série M da Metso/Faço que são peneiras desenvolvidas para suportar os pesados 
serviços de peneiramento intermediário. De acordo com o cálculo da área de deck necessária para que a peneira tenha capa-
cidade de trabalhar com cerca de 176 t/h de material, a opção que melhor se encaixou nessa seleção foi a peneira M30012 
com dimensões de 3000 mm x 1200 mm, cujo motor trabalha com 12,5 hp.
 A peneira M30012 pode trabalhar com produtos de alimentação de até 10 mm de diâmetro na tela, sendo que a 
abertura dessa peneira devido à espessura do arame deve ser corrigida, e por isso, o valor prático utilizado é de 44 mm. O 
minério proveniente do peneiramento intermediário, isto é, a fração retida, alimenta um britador cônico HP200 cuja abertura 
na posição fechada da mandíbula é de 32 mm. O tamanho máximo de alimentação possível para esse equipamento é de 300 
mm, por isso, pode-se usá-lo para o objetivo proposto.
 Abaixo, a distribuição granulométrica do material processado no britador cônico HP200.
Tabela 23 – Distribuição granulométrica do produto britado – britador cônico HP200.
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 Esse equipamento trabalha com carga circulante de 13% o que corresponde a uma fração de 13,08 t/h do ma-
terial que fica retido no estágio de peneiramento secundário. A carga circulante foi estimada através da distribuição 
granulométrica teórica obtida pela curvas experimentais do fabricante do equipamento, nesse caso Metso Minerals.
 O estágio de peneiramento secundário é constituído de uma peneira vibratória com três decks de separação 
do material, cuja área ativa é de 6,5 m² , largura dos decks de 1,5 m e comprimento de 4,3 m.
 O modelo que atende os requisitos de processo é a SH 5x14 TD também da Metso Minerals, cujas aberturas 
dos decks correspondem à:
 • Agregado 2: material de granulometria entre 14 mm e 25,4 mm no deck
superior. 
 • Agregado 1: material de granulometria entre 7 mm e 14 mm no deck
intermediário. 
 • Agregado 0: material de granulometria menor que 7 mm no deck inferior.
 As características da peneira, fornecidas pelo fabricante são, peso total de 5.590 kg, e a potência do motor de 
20 hp podendo trabalhar com uma inclinação média de 18°.
 Para esse circuito de cominuição e classificação, serão utilizadas cerca de 8 correias transportadoras de 30” de 
largura com inclinação de 12° e motores de 30 hp de potência.
 ROM
 135,96 t/h
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Anexo 1 – Tabela de determinação dos valores de Na
PRECISÃO
ESTÁGIOS DE AMOSTRAGEM
1 2 3 ...n
95% certeza na faixa de ± 1% A1 = 2,5 × 10
-5 A2 = 1,25 × 10
-5 A3 = 8,3 × 10
-6 An = A1/n
95% certeza na faixa de ± 0,5 % A1 = 6,25 × 10
-6 A2 = 3,12 × 10
-6 A3 = 2,1 × 10
-6 An = A1/n
99% certeza na faixa de ± 1% A1 = 1,1 × 10
-5 A2 = 5,5 × 10
-6 A3 = 3,7 × 10
-6 An = A1/n
99% certeza na faixa de ± 0,5% A1 = 2,8 × 10
-6 A2 = 1,4 × 10
-6 A3 = 9,3 × 10
-7 An = A1/n
99% certeza na faixa de ± 0,1% A1 = 1,1 × 10
-7 A2 = 5,6 × 10
-8 A3 = 3,6 × 10
-8 An = A1/n
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Técnico em Mineração - Cominuição e Classificação
Fonte: POSSA, M.V.; LUZ, Adão B. Amostragem para processamento mineral. 
DNPM Ser. Tecnologia Mineral, 30. Seção Beneficiamento, 19. Brasília, 1984. p 26
Manual de britagem-Fábrica de Aço Paulista - São Paulo, 1985.
Manual da Metso Minerals – 6a Edição 2005.
Manual da Barber-Greene/Telsmith-Edição americana revisada.
Tratamento de Minérios – 5ª Edição/Ed. Adão Benvindo da Luz, João Alves Sampaio e Silvia Cristina Alves França - Rio 
de Janeiro: CETEM/MCT, 2010.
BARBATO, C.N. SAMPAIO, J.A. (2007). Determinação Experimental do Índice de Trabalho (WI). In: Tratamento de Miné-
rios – Práticas Laboratoriais, Editores
João A. Sampaio, Silvia Cristina A. França, Paulo F.A.Braga, CETEM/MCT, 2007, p. 177-189.
DELBONI JR, H. Cominuição. In: Tendências Tecnológicas Brasil 2015-Geociência e Tecnologia Mineral, CETEM/MCT, 
p.103-131, 2007.
BERALDO, J.L. Moagem de Minérios em Moinhos Tubulares. Editora Edgard Blücher Ltda, 1987.
Cavalcanti, Vanessa Maria Mamede. A indústria de agregados para construção civil na Região Metropolitana de Forta-
leza / Vanessa Maria Mamede Cavalcanti, Ricardo Eudes Ribeiro Parahyba--Fortaleza: DNPM, 2011.
Comunicação Técnica elaborada para o Livro Tratamento de Minérios: Práticas Laboratoriais Parte II – Classificação 
Capítulo 7 – pág. 139
CHAVES, Arthur Pinto & PERES, Antonio Clarck. Teoria e Prática do Tratamento de Minérios: Britagem, Peneiramento e 
Moagem. vol.3. 2ª ed. São Paulo: Signus Editora,2003.
Comunicação Técnica elaborada para o XII JIC – Jornada de Iniciação Científica - CETEM, 07 e 08 de Julho de 2004.
Comunicação Técnica elaborada para o Livro Tratamento de Minérios: Práticas Laboratoriais Parte II – Classificação 
Capítulo 8 – pág. 157
CITAÇÕES:
*PITARD, Francis F. Pierry Gy’s Sampling Theory and Sampling Practice. 2nd edition.Washington: CRC Press, 1993.
*Deve-se aqui observar que, na ISO 3082μ2000, a expressão “minérios finos concentrados” é usada quando trata da 
amostragem in situ de situações estacionárias para especificar minério ou tamanho de partícula. Na versão brasileira 
isto é esclarecido incluindo-se “(tamanho de partícula < 1mm)” sempre que é feita menção ao minério fino concen-
trado.
*Projeto 41:000.001.001, Minérios de ferro – Procedimentos de amostragem e preparação de amostras. ABNT/CB41 
– Comitê Brasileiro de Minérios de Ferro, 2002.
*SAMPAIO, CARLOS HOFFMANN. Beneficiamento Gravimétrico. Uma introdução aos processos de concentração mine-
ral e reciclagem de materiais por densidade. Porto Alegre: Editora da UFRGS, 2005. p 29;
*GY, Pierre M. Sampling of Particulate Materials. 2nd edition. New York: Elsevier, 1979. p 254;
Bibliografia 
	capa caracterização- cominuição e classificação
	PAGINA EM BRANCO
	classificação e cominuição diagramada
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