mineracao cominuicao e classificacao

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Governador
Vice Governador
Secretária da Educação
Secretário Adjunto
Secretário Executivo
Assessora Institucional do Gabinete da Seduc
Coordenadora da Educação Profissional – SEDUC
Cid Ferreira Gomes
Domingos Gomes de Aguiar Filho
Maria Izolda Cela de Arruda Coelho
Maurício Holanda Maia
Antônio Idilvan de Lima Alencar
Cristiane Carvalho Holanda
Andréa Araújo Rocha
Mineração – Cominuição e Classificação 1 
 
 
CURSO DE MINERAÇÃO 
COMINUIÇÃO E PENEIRAMENTO 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 2 
 
ÍNDICE 
 
1. INTRODUÇÃO A COMINUIÇÃO E CLASSIFICAÇÃO..........................................................03 
2. OBJETIVOS DA COMINUIÇÃO.............................................................................................04 
3. MECANISMOS DE FRAGMENTAÇÃO..................................................................................08 
4. INTRODUÇÃO À BRITAGEM................................................................................................13 
4.1BRITADOR DE MANDIBULAS.............................................................................................14 
4.2 BRITADOR GIRATÓRIO.....................................................................................................19 
4.3 BRITADOR DE IMPACTO...................................................................................................21 
4.4 BRITADOR DE ROLO DENTADO.......................................................................................23 
4.5 BRITADOR CÔNICO...........................................................................................................25 
4.2 BRITADOR VSI-BARMAC/SEMI AUTÓGENO....................................................................27 
5. INTRODUÇÃO À MOAGEM .................................................................................................31 
5.1 PRINCIPAIS TIPOS DE MOINHOS.....................................................................................33 
5.1.1 MOINHOS REVOLVENTES OU TUBULARES.................................................................33 
5.1.1.1 MOINHO DE BARRAS...................................................................................................33 
5.1.1.2 MOINHO DE BOLAS......................................................................................................34 
5.1.1.3 MOINHO DE SEIXOS.....................................................................................................37 
5.1.1.4 MOINHO DE AUTÓGENOS E SEMI AUTÓGENOS......................................................37 
5.1.1 MOINHOS TIPO “FIXED PATH”.......................................................................................38 
5.2 PROCESSOS DE MOAGEM...............................................................................................39 
6. DIMENSIONAMENTO DE BRITADORES E MOINHOS........................................................41 
6.1 DIMENSIONAMENTO DE BRITADORES............................................................................41 
6.2 DIMENSIONAMENTO DE MOINHOS..................................................................................53 
6.3 EQUIPAMENTOS AUXILIARES À COMINUIÇÃO...............................................................67 
6.3.1 ALIMENTADORES............................................................................................................67 
6.3.2 TRANSPORTADOR DE CORREIA...................................................................................70 
7. PENEIRAMENTO E CLASSIFICAÇÃO..................................................................................76 
7.1 PENEIRAMENTO.................................................................................................................76 
7.1.1 INTRODUÇÃO A CLASSIFICAÇÃO GRANULOMÉTRICA...............................................77 
7.1.2 TIPOS DE PENEIRAS.......................................................................................................78 
7.1.3 DIMENSIONAMENTO DE PENEIRAS..............................................................................82 
7.1.4 NOVOS EQUIPAMENTOS................................................................................................91 
7.1.5 SÉRIES DE PENEIRAS.....................................................................................................95 
7.1.6 ANÁLISE GRANULOMÉTRICA.........................................................................................97 
7.2 CLASSIFICAÇÃO................................................................................................................104 
7.2.1 CARACTERÍSTICAS DA CLASSIFICAÇÃO....................................................................104 
7.2.2 TIPOS DE CLASSIFICADORES......................................................................................107 
8. ENERGIA DE COMINUIÇÃO................................................................................................121 
9. CARGA CIRCULANTE..........................................................................................................125 
Mineração – Cominuição e Classificação 3 
 
1. INTRODUÇÃO À COMINUIÇÃO E CLASSIFICAÇÃO: 
 
O aproveitamento de matérias-primas minerais requer invariavelmente alguma 
forma de processamento (tratamento). A intensidade do tratamento necessário 
do minério depende do teor do minério na jazida, assim como da especificação 
desejada do produto. A fim de atingir essa especificação do produto, a qual é 
normalmente dada em termos de um teor mínimo de metal de interesse ou 
composto no produto, ou de um teor máximo de algum tipo de contaminante, 
torna-se necessária à concentração do minério. 
 
A metalurgia extrativa é responsável pela produção de metais a partir de 
minérios. As atividades que inserem nessa área são divididas em tratamento 
de minérios, hidrometalurgia e pirometalurgia. O tratamento de minérios ou 
processamento de matérias-primas minerais consiste das operações que visam 
a modificação da granulometria, da concentração relativa das espécies 
minerais presentes ou a forma, sem que a identidade química ou física dos 
minerais seja modificada. Já nas etapas subseqüentes de hidrometalurgia e 
pirometalurgia, a identidade química e física é modificada através do uso de 
solventes e de reações químicas a altas temperaturas, respectivamente. 
 
De um modo geral, o tratamento de minérios pode ser subdividido nas 
seguintes etapas, como mostra a Figura 1: 
 
• Preparação, 
• Concentração, 
• Desaguamento. 
 
A etapa de preparação diz respeito às operações de cominuição e separação 
por tamanhos que objetivam liberar os componentes minerais. Nos casos de 
minérios de alto teor (cada vez mais raros) a etapa de preparação já é 
responsável pela geração do produto final vendável. Esse é o caso de alguns 
minérios (p. ex. o minério de ferro de Carajás), de agregados para a construção 
civil (areia e brita) e de rochas calcárias. 
 
Na maior parte dos casos, é necessária a concentração do mineral minério e a 
remoção de contaminantes (minerais de ganga) presentes no minério. Na 
maioria das vezes, as operações de concentração são realizadas a úmido. A 
utilização ou o processamento subseqüente dos produtos requer a remoção e 
recuperação da água contida neles. Esta operação, chamada desaguamento, 
além de eliminar parte da água do concentrado, também tem por objetivo 
reciclar parte da água contida nos rejeitos para uso na usina de 
beneficiamento. 
 
Para um minério ser concentradoé necessário que os minerais estejam 
fisicamente liberados, ou seja, uma partícula deve apresentar idealmente uma 
única espécie mineralógica. Para se obter a liberação do mineral, o minério é 
submetido a uma operação de redução de tamanho, cominuição, isto é, de 
britagem e/ou de moagem. 
Além das operações citadas acima, também existem as operações auxiliares 
de transporte e manuseio de sólidos. Essas são responsáveis pela 
Mineração – Cominuição e Classificação 4 
 
homogeneização dos sólidos, a fim de minimizar as variações qualitativas na 
alimentação das várias operações unitárias, ou pelo transporte de sólidos, 
estejam eles secos ou na forma de polpas dentro da usina de processamento. 
 
Figura 1 - Fluxograma típico de processamento mineral.
 
 
 
2. OBJETIVOS DA COMINUIÇÃO 
 
A cominuição, palavra derivada do latim “comminuere”, consiste de métodos 
específicos para redução de tamanho de partículas através da aplicação de 
pressão (compressão), criação de impacto cinético entre minério e corpo 
moedor (impacto), ou através de atrito da superfície de partículas do minério 
com a superfície dos corpos moedores (abrasão). 
 
No beneficiamento de minérios, a cominuição é necessária para se obter uma 
granulometria adequada ao processo de concentração utilizado, assim como 
para a consecução de uma liberação adequada dos minerais a serem 
separados. É imprescindível a obtenção de elevado grau de liberação, para ser 
possível a consecução de concentrados com teores adequados a uma taxa de 
recuperação razoável do mineral útil. 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 5 
 
 
Figura 2 – Aspecto da Cominuição e Classificação em unidades de britagem dos 
municípios de Itaitinga (A) e Pacatuba (B). 
 
 
 
Portanto, os objetivos da cominuição podem ser resumidos como a seguir: 
 
− Produzir partículas de um dado tamanho ou forma; 
− Liberar o mineral-minério dos minerais de ganga de maneira que eles 
possam ser posteriormente concentrados; 
− Aumentar a área superficial específica dos minerais de um minério expondo-
os mais facilmente ao ataque por reagentes químicos. 
 
A fragmentação é quase sempre dividida em várias etapas, para minimizar 
seus custos e não fragmentar as partículas além do necessário. 
 
Os processos de cominuição podem ser feitos a seco ou via úmida 
dependendo de alguns fatores técnicos e econômicos. Por exemplo, um 
minério com umidade alta deve ser moído a úmido, pois o custo para secagem 
seria proibitivo. Já um minério extraído de uma região desértica ou muito seca, 
moído a seco, poderá apresentar vantagens econômicas substanciais. Porém, 
geralmente, a moagem via úmida apresenta menor custo de investimento e 
menor custo operacional do que a moagem a seco. 
 
As etapas iniciais da fragmentação, quando ainda são gerados tamanhos 
relativamente grandes de partículas (diâmetros até aproximadamente 1 
milímetro), são chamadas de britagem. Quando a fragmentação visa atingir 
tamanhos bem menores (por exemplo: 0,074 milímetros) dá-se o nome de 
moagem. 
 
Os circuitos de cominuição existem pela necessidade do processo ser 
estagiado, devido às limitações geométricas e mecânicas das máquinas e 
devido ao fato de que quanto maior a relação de redução (relação entre o 
diâmetro das partículas na entrada e na saída do processo) menor será a 
eficiência energética da máquina. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 6 
 
A seleção de um circuito de cominuição correto depende da distribuição 
granulométrica da alimentação e do produto e de outras propriedades físicas 
que definem a dureza, competência e abrasividade do minério. Estas 
propriedades variam muito de minério para minério e podem ter variações 
dentro de diferentes partes da mesma reserva mineral. 
 
Os métodos de cominuição são classificados de acordo com a granulometria 
do minério em britagem e moagem. Os britadores devem ser estruturalmente 
reforçados, de forma a serem aptos à aplicação de elevados esforços 
localizados enquanto os moinhos devem ser capazes de distribuir uma grande 
energia sobre um grande volume de partículas. 
 
Figura 3 – Instalações de britagem nos municípios de Caucaia (A) e Itaitinga (B), em 
que se observa grande emissão de pó. 
 
 
 
O termo moagem é usado quando corpos moedores são colocados junto com o 
minério em uma câmara rotativa ou oscilante. Isto proporciona contato máximo 
entre corpo moedor e minério, aplicando impacto e abrasão. Os corpos 
moedores podem ser partículas grandes do próprio minério (moagem 
autógena), bolas de aço, barras de aço ou corpos de cerâmica, entre outros. 
 
As relações de redução em cada etapa do processo são pequenas: britagem 
primária 8:1; britagem secundária entre 8:1 e 6:1; britagem terciária entre 4:1 e 
6:1. Exemplificando esta informação podemos dizer, que em uma britagem 
primária um bloco de rocha que chegou a um britador primário com um 
diâmetro de 40” deverá ser reduzido a blocos menores, em torno de 5”. Se o 
britador estiver regulado para uma abertura de 5”, o tamanho máximo do bloco 
a ser britado não deve exceder a 40”. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 7 
 
 
 
 
Figura 4A – UNIDADE SEMI-MÓVEL. 
 
 
 
Figura 4B – Diagrama esquemático geral de um processo de britagem. 
 
 
 
 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 8 
 
 
 
 
Foto 01 – Britagem secundária. 
 
 
3. MECANISMOS DE FRAGMENTAÇÃO: 
 
A fragmentação ou redução de tamanho é uma técnica de vital importância no 
processamento mineral. Um minério deve ser fragmentado até que os minerais 
úteis contidos sejam fisicamente liberados dos minerais indesejáveis. Às vezes, 
a redução de tamanho visa apenas à adequação às especificações de 
granulometria estabelecidas pelo mercado, como, por exemplo, a 
fragmentação de rochas como o granito ou calcário para a produção de brita. 
 
Quando uma partícula é submetida a esforços mecânicos superiores à sua 
resistência à ruptura, ocorre a propagação de trincas já existentes e a iniciação 
de novas trincas em seu interior, o que causa a fragmentação da partícula. Os 
esforços mecânicos aplicados podem ser normais (compressão ou tração) ou 
tangenciais (cisalhamento). A resposta de qualquer sólido à aplicação de tais 
esforços se dá na forma de deformações, as quais podem ser classificadas 
como elásticas e inelásticas. 
 
Os materiais rochosos em sua maioria se deformam de forma elástica, até 
muito próximo do instante de sua ruptura. Entretanto, em alguns casos, podem 
apresentar comportamento inelástico, caracterizando-os como elasto-plásticos, 
caso em que o resultado da aplicação de esforços é a deformação permanente 
do material (CETEM - Tratamento de Minérios 4ª Edição). 
 
Durante a fragmentação, as forças de contato deformam as partículas criando 
um campo de tensões, e as partículas respondem criando trincas ou se 
deformando inelasticamente. Conforme a Figura 5, esse processo pode ocorrer 
pelos mecanismos de abrasão, clivagem ou estilhaçamento, os quais 
dependem do nível de energia aplicada (King, 2001). 
 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 9 
 
Figura 5: Formas de fraturas em rochas 
 
 
 
Em todos os casos, a fragmentação é uma operação que envolve elevado 
consumo energético ebaixa eficiência operacional, representando, 
normalmente, o maior custo no tratamento de minérios. 
Mineração – Cominuição e Classificação 10 
 
Uma relação que permita calcular a energia necessária à fragmentação de um 
material até um certo tamanho é uma aspiração antiga de cientistas e técnicos 
pois, sendo o gasto de energia na fragmentação, o que mais onera uma 
instalação industrial, é de grande valia a sua determinação. 
 
Várias relações foram postuladas ao longo do tempo e dentre elas temos as 
mais importantes tais como: 
 
 Lei de Rittinger - Esta lei se aplica à fragmentação muito fina como, por 
exemplo, à moagem de clinquer de cimento. 
 Lei de Kick - Esta lei se aplica, de preferência, à fragmentação de 
matacões. 
 Lei de Bond - Chamada de "3ª Lei de Fragmentação". “A energia 
consumida para reduzir o tamanho de um material é inversamente 
proporcional à raiz quadrada do tamanho”. Ele definiu como tamanho, a 
abertura da peneira pela qual passam 80% do material. 
 
A diferença entre o postulado de Bond e os demais foi a introdução do conceito 
de um índice conhecido como WI (Work Index) ou índice de trabalho, que é 
definido como o trabalho necessário para reduzir a unidade de peso 
(tonelada curta = 907 kg) do material considerado, desde um tamanho inicial, 
teoricamente infinito (F = ∞), até uma granulometria 80% passante em 100 ȝm. 
 
O WI é uma característica do minério. É um parâmetro da cominuição que 
expressa a resistência de determinado minério de ser britado ou moído. 
 
A aplicação da equação de Bond no cálculo da energia consumida numa 
instalação de moagem se difundiu, e a determinação experimental do WI é hoje 
uma prática normal em muitos laboratórios. 
 
Para esta determinação utiliza-se um moinho padrão (Proposta de Norma 
Técnica NBR 11376 ABNT), e com a metodologia descrita nesta norma, 
calcula-se o índice de moabilidade do material (Mob) que corresponde à massa 
em gramas passante na peneira de malha teste, gerada em cada rotação do 
moinho, simulando um circuito fechado. O valor do WI é calculado pela fórmula 
seguinte: 
 
 
 
 
Onde: 
 
WI = índice de trabalho em kWh/t; 
Am = abertura da malha teste de classificação em m; 
P = abertura da peneira onde passam 80% da massa do produto, em m; 
Mineração – Cominuição e Classificação 11 
 
F = abertura da peneira onde passam 80% da massa da alimentação, em m; 
Mob = índice de moabilidade; 
1,1 = fator de conversão de tonelada curta para tonelada métrica; 
 
Em 1961, Hukki confirmou que as leis de cominuição anteriores se aplicam a 
determinados intervalos. 
 
A figura 6 mostra a relação estabelecida por Hukki para o consumo de energia 
em função da granulometria do produto. É possível perceber que todas as três 
Leis seriam válidas para diferentes intervalos de granulometria, mas que para o 
intervalo onde a moagem primária / secundária de minérios é desenvolvida, a 
Lei que se aplica é a de Bond. 
 
Apesar de grande aplicação na moagem de minérios, a Lei de Bond leva a 
grandes discrepâncias devido às condições de operação em uma usina 
diferirem de forma ampla das condições testadas. 
 
Segundo Rowland (1980), a equação de Bond deve considerar oito fatores de 
eficiência em seu cálculo de potência, os quais são calculados a partir de 
desvios das condições específicas, para as quais a equação de Bond foi 
desenvolvida. 
 
Estes oito fatores são os seguintes: 
 
EF1 - Moagem a seco: Para a moagem a seco utiliza-se um fator de 1,3 e para 
moagem a úmido um fator de 1. Isto acontece devido ao fato que a moagem a 
seco tem menor eficiência que a moagem a úmido. 
 
EF2 - Circuito aberto em moinhos de bolas: A moagem em circuito fechado é 
mais eficiente do que a moagem em circuito aberto. Segundo Beraldo (1987), 
“como as curvas de distribuição granulométrica em circuito aberto ou em 
circuito fechado são distintas, a especificação dos produtos de circuito aberto 
deve ser feita em relação à porcentagem retida em uma determinada malha”. 
Mineração – Cominuição e Classificação 12 
 
 
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 ȝm. 
 
EF5 = P + 10,3 
 11,45. P 
 
EF6 - Relação de redução em moinho de barras: Se a relação de redução for 
alta, não é necessária a utilização do fator EF6. No entanto, seu uso é 
recomendado sempre que o WI do minério for superior a 7 kWh/t. 
 
EF7 - Baixa relação de redução em moinhos de bolas: Como o uso deste fator 
só acontece quando a relação de redução no moinho de bolas é inferior a 6, 
raramente é utilizado pois, normalmente, nesse tipo de moinho a relação de 
redução é muito maior que este valor. Este fator é mais freqüentemente 
utilizado no caso de remoagem. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 13 
 
EF8 - Moagem em moinho de barras: O fator EF8 varia de acordo com a forma 
de preparação da alimentação do moinho. Exemplo: Alimentação do moinho 
proveniente de circuito aberto de britagem, EF8 = 1,4. 
 
4. INTRODUÇÃO À BRITAGEM 
 
 A britagem consiste da quebra de partículas principalmente pela ação de 
esforços compressivos ou de impacto. Os esforços compressivos são 
aplicados, em geral, por meio do movimento periódico de aproximação e 
afastamento de uma superfície móvel contra outra fixa. Esse é o caso dos 
britadores de mandíbulas, britadores giratórios e britadores cônicos. 
 
 
 
 
Figura 7 – O processo de compressão (Fonte: Metso Minerals, 2002) 
 
A quantidade de finos produzidos pode ser reduzida minimizando a área de 
aplicação da carga e isto é feito nos equipamentos de britagem usando 
superfícies corrugadas. A resistência das rochas à compressão é muito maior 
que a resistência à tração quando, geralmente, a ruptura se produz ao longo 
dos planos de cisalhamento. 
 
Nos britadores classificados como de impacto os esforços de quebra são 
resultantes da projeção de partículas contra elementos do britador ou do 
revestimento, como exemplo pode-se citar os britadores de impacto e de 
martelos, ambos com eixo horizontal, e o britador de impacto de eixo vertical 
(VSI). Assim, os britadores podem ser classificados conforme o mecanismo 
usado seja ele compressão ou impacto, e a aplicação de um determinado tipo 
de britador esta vinculada ao tipo de material, a capacidade e a razão de 
redução desejada. 
 
A alimentação dos britadores é feita através de alimentadores de correia 
dotados de inversores de freqüência, esses, intertravados à lógica de 
alimentação de cada modelo de britador, ou seja, nesse caso específico, o 
alimentador deve variar a velocidade de acordo com a corrente elétrica dos 
motores dos britadores de rolos; já nos britadores cônicos a velocidade do 
alimentador deve variar a velocidade de acordo com o nível da câmara de 
britagem. Todo essecontrole é feito através do CLP (controlador lógico 
programável). 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 14 
 
Figura 8 – Caminhão descarregando material na caixa de alimentação do britador 
primário (A) e alimentador vibratório(B). Município de Pacatuba. 
 
 
 
Uma importante aplicação dos processos de britagem é na produção de 
agregados para construção civil. Nessa indústria são utilizados britadores de 
mandíbulas, giratórios e cônicos, principalmente estes últimos, porque 
apresentam alta produtividade, baixo custo de operação e de manutenção e 
limitada taxa de desgaste dos revestimentos. 
 
- Classificação dos estágios de britagem (Figueira et al., 2004) 
 
Estágio de Britagem Tamanho Máximo de Tamanho Máximo de 
 Alimentação (mm) Produção (mm) 
 
Britagem Primária 1000 100,0 
Britagem Secundária 100 10,0 
Britagem Terciária 10 1,0 
Britagem Quaternária 5 0,8 
 
Para fins de especificações e características apresentamos abaixo os principais 
equipamentos para realizar a fragmentação primária da rocha: 
 
4.1 BRITADOR DE MANDÍBULAS 
 
Os britadores de mandíbulas são classificados em dois tipos, baseando-se no 
mecanismo de acionamento da mandíbula móvel. Assim, tem-se britadores de 
um eixo (Figura 9) e dois eixos - tipo Blake (Figura 10). Nos britadores de dois 
eixos, a mandíbula móvel tem movimento pendular, enquanto que os de um 
eixo, tem movimento elíptico. Em termos de custos de capital, britadores de 
dois eixos são cerca de 50% mais elevados que os de um eixo, sendo 
indicados para materiais mais abrasivos e de difícil fragmentação. 
Os britadores de mandíbulas são classificados em dois tipos: de um e dois 
eixos. 
 
Como o de um eixo é o mais utilizado, vamos nos dedicar a ele. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 15 
 
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. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 16 
 
 
Figura 10: Britador de mandíbulas de 02 eixos. 
 
 
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 minimizado, aumentando sua vida útil. Também a velocidade de 
oscilação do queixo, menor que nos britadores de 1 eixo, contribui para maior 
duração das mandíbulas 
 
Identificação dos britadores: os de mandíbulas são identificados pelas 
dimensões de sua boca de alimentação (ou entrada). Exemplo: 8050, que na 
verdade, deve ser 80x50, pois, o 80 significa que a largura útil da boca de 
descarga é de 80 cm e, o 50 significa que a maior distância útil entre as 
mandíbulas é 50 cm. Veja figura 4. Dependendo da procedência, estas 
medidas são em polegadas. Portanto é preciso muito cuidado quanto a este 
detalhe. 
 
 A granulometria do produto é estabelecida pelo ajuste da descarga, sendo 
então definida pela razão de redução que deve ser em torno de 5:1. 
 
Algumas observações importantes: 
 
1) Peças de desgaste: Pela natureza agressiva do trabalho do britador, 
algumas peças são sujeitas ao desgaste pela abrasão ou erosão do material 
britado. São denominadas peças de desgaste, e devem ser substituídas 
periodicamente. As principais são: mandíbulas, placas laterais, abanaduras e 
calhas. Dentre elas, as mandíbulas são as mais frequentemente trocadas. Sua 
vida útil pode variar de poucas semanas a muitos meses, dependendo da 
Mineração – Cominuição e Classificação 17 
 
abrasividade do material, da abertura de saída, da granulométrica e umidade 
do material. A vida útil da mandíbula fixa é, normalmente, menor que a da 
móvel, pois o material está continuamente deslizando para baixo, sobre sua 
superfície. 
2) Os principais tipos de mandíbulas utilizadas são: Lisa (com pequena 
ondulação), Dentes grossos, Dentes finos, HD, ESCO e Plus-Life. Cada uma 
tem uma aplicação de acordo com o material e condições de regulagem do 
britador. 
3) Pontos de reciclagem : A abertura de saída tem duas posições: aberta e 
fechada. Na posição aberta, as mandíbulas estão no seu ponto mais afastado 
uma da outra (APA). Na posição fechada, estão no seu ponto mais próximo 
(APF). A medida da abertura é dada pela distância entre a ponta de uma 
mandíbula ao fundo da outra. A diferença de medida entre a APA e APF, é o 
valor do movimento excêntrico do queixo. 
 
Exemplo: BRITADORES MANDÍBULAS METSO C110 E C160 
Figura 11 - Vista superior Britador Mandíbulas. 
 
 
 
Tabela 1- Dimensões do britador Metso. 
MODELO C100 C160 
A (mm) 1000 1600 
B (mm) 760 1200 
C (mm) 2420 3700 
D (mm) 3670 5900 
E (mm) 2890 4580 
F (mm) 2490 3750 
G (mm) 1700 2650 
H (mm) 2965 4280 
I (mm) 775 1300 
Peso britador Kg 23300 83300 
 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 18 
 
 
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 
Mineração – Cominuição e Classificação19 
 
0 - 375 250 685 - 965 
0 - 410 275 745 - 1055 
0 - 450 300 815 - 1145 
 
 
Foto 02- BRITADOR DE MANDÍBULAS (MARROEIRO), com capacidade instalada de 
300 t/h, marca FURLAN, modelo JC 1200 100 X 60, com alimentador vibratório, caixa 
de alimentação, montado em cima de estruturas de concreto, com casa de comando 
completa, 01 correia transportadoras e motores; 
 
 
Foto 03- Sistema de alimentação do britador primário. 
 
 
4.2 BRITADOR GIRATÓRIO 
 
É o equipamento de britagem primária utilizado quando existe uma grande 
quantidade de material a ser fragmentado, sendo mais operacional do que o 
britador de mandíbula, pois pode ser alimentado por qualquer lado, 
indistintamente, além de permitir uma pequena armazenagem no seu topo . 
Mineração – Cominuição e Classificação 20 
 
 
 
 
Foto 04 – Britador giratório com sistema de Hammer. 
 
 
 
O princípio de funcionamento do britador giratório consta do movimento de 
aproximação e distanciamento do cone central em relação à carcaça invertida. 
Este movimento circular (85 a 150 rpm) faz com que toda a área da carcaça 
seja utilizada na britagem, o que fornece ao britador uma grande capacidade 
de operação 
 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 21 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 22 
 
 
 
 
 
4.3 BRITADOR DE IMPACTO 
 
Neste tipo de britador (Figura 13), a fragmentação é feita por impacto ao invés 
de compressão. Por meio do movimento das barras (500 até 3.000 rpm), parte 
da energia cinética é transferida para o material, projetando-o sobre as placas 
fixas de impacto onde ocorre a fragmentação. 
Entre suas principais características de britagem, destacam-se a alta taxa de 
redução e propriedade de dar forma cúbica aos materiais britados. 
 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 23 
 
Figura 13- Britador de impacto de eixo horizontal, Fonte: LUZ (2002). 
 
 
Figura 14 – À esquerda desenho esquemático de Britador de Impacto de eixo vertical. 
 
 
 
A desvantagem do uso desse equipamento é que apresenta elevado custo de 
manutenção e grande desgaste, não sendo aconselhável seu uso, no caso de 
rochas abrasivas e de materiais com valor da sílica equivalente maior que 15%. 
 
Estes equipamentos são escolhidos para britagem primária, onde se deseja 
uma alta razão de redução e alta percentagem de finos. Um fator importante 
que pode limitar sua aplicação, devido a restrições ambientais, é a poeira 
excessiva gerada. 
 
 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 24 
 
4.4 BRITADOR DE ROLO DENTADO 
 
Consiste basicamente de um rolo dentado móvel e uma carcaça fixa, como 
está apresentada na Figura 14. 
 
O movimento giratório do rolo provoca a compressão e cisalhamento do 
material entre os dentes e a placa fixada à câmara. 
 
Os britadores (moinhos) de rolos normalmente são aplicados a materiais de 
baixa e média dureza como: grafite, carvão, bauxita, dolomita, etc. 
 
A relação de redução desses britadores varia em função da abertura entre os 
rolos e o tipo de revestimento usado, porém é muito pequena, normalmente 
1:3. 
Figura 14- Britador de rolos. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 25 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 26 
 
Tem emprego limitado devido ao grande desgaste dos dentes, por ser sensível 
à abrasão. É aconselhável sua aplicação para rochas de fácil fragmentação e 
também para britagens móveis, dada às pequenas dimensões do equipamento. 
 
Possui alta tolerância à umidade da alimentação, sendo na britagem primária o 
equipamento que produz menos finos. 
 
Aplicações potenciais do britador de rolos estão na preparação do material 
para a moagem fina, substituição simultânea das operações de britagem 
terciária, moagem em moinho de barras e moagem primária de bolas, assim 
como na melhora da lixiviabilidade de minérios. 
 
Essa última vantagem se deve ao fato que ele seria capaz de induzir uma 
maior proporção de fraturas intergranulares, facilitando, assim, a liberação do 
minério (Tavares, 2009). 
 
4.5 BRITADOR CÔNICO 
 
Esse tipo de britador normalmente é empregado desde estágios de britagem 
primária, secundária, terciária e quaternária, possuindo várias especificações 
de tamanho, oferecendo também diversos tipos de revestimento. Os 
equipamentos utilizados como primários propriamente ditos são máquinas de 
grande porte e alta robustez como exemplo podemos citar o equipamento 
utilizado na Mina do Sossego (Vale) onde o mesmo trabalha com minério de 
cobre de alta dureza e com blocos que atingem grandes dimensões. 
 
Figura 15 – Representação de um Britador Cônico 
 
 
A fragmentação de partículas no britador cônico é realizada pelo movimento de 
aproximação e distanciamento de um cone ou manto central em relação a uma 
carcaça invertida, chamada côncavo. O movimento excêntrico do cone (girando 
em torno de um eixo que não é o do próprio cone) faz com que toda a área da 
carcaça seja utilizada para fragmentar as partículas, proporcionando uma maior 
capacidade de operação se comparados a britadores de mandíbulas. 
 
O equipamento apresenta longa vida útil, ou seja, baixo desgaste e quanto 
mais horizontal o perfil do revestimento mais fina a granulometria do produto. 
Mineração – Cominuição e Classificação 27 
 
A fragmentação de partículas no britador cônico é realizada pelo movimento de 
aproximação e distanciamento de um cone ou manto central em relação a uma 
carcaça invertida, chamada côncavo. O movimento excêntrico do cone (girando 
em torno de um eixo que não é o do próprio cone) faz com que toda a área da 
carcaça seja utilizada para fragmentar as partículas, proporcionando uma maior 
capacidade de operação se comparados a britadores de mandíbulas. 
 
O equipamento apresenta longa vida útil, ou seja, baixo desgaste e quanto 
mais horizontal o perfil do revestimento mais fina a granulometria do produto. 
 
Figura 16: Fragmentação no britador cônico. 
 
 
Figura 17: Desenho esquemático de um britador cônico (www.metso.com). 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 28 
 
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, reduzindoa lamelaridade das partículas e facilitando a tarefa 
de peneiramento, gerando produtos mais adequados a produção do pellet feed. 
 
O Britador Barmac rocha-contra-rocha oferece condições para um ajuste do 
controle de granulometria do produto através da otimização de diversas 
variáveis, tais como: 
- Variação da rotação. 
- Escolha dos anéis de cavidade da câmara de moagem. 
- Dosagem da alimentação da cascata. 
- Seleção de diferentes diâmetros de rotor. 
 
Projetado para baixa necessidade de manutenção e facilidade de operação, o 
britador Barmac pode ser ajustado a qualquer planta de britagem já existente 
ou planejada. 
 
Características dos Britadores Barmac: 
 
-Competitivo em termos de investimento de capital, especialmente quando 
comparado com equipamentos de britagem convencionais, podemos citar 
alguns aspectos importantes nessa abordagem: 
-Exige pouco reparo e manutenção, além de custos de operação e desgaste 
reduzidos. 
-A tecnologia autógena rocha-contra-rocha minimiza o consumo de peças de 
desgaste. 
-Instalação rápida e fácil. Os britadores exigem o mínimo em estrutura de apoio 
e também são ideais para conjuntos móveis e semi-móveis. 
-Capacidade de controlar a granulometria do produto, maximizando ou 
minimizando a produção de finos de acordo com as necessidades. 
-Geração de um produto de formato cúbico. 
-Maior liberação de minerais e maiores taxas de alimentação. 
-Ação de britagem preferencial. 
Mineração – Cominuição e Classificação 29 
 
-Sistemas integrados de monitoramento, segurança e controle. 
-Maior tolerância a condições de alimentação difíceis comparados com as 
máquinas convencionais. 
-Rotor de balanceamento rápido, de fácil uso e manutenção. 
-Sistema de lubrificação simples e confiável, sendo necessária apenas a 
utilização de graxa. 
-Existência de vários modelos para atender a diversas capacidades em 
aplicações terciárias e quaternárias. 
 
O caminho principal do material alimentado é através do rotor, por meio do qual 
o material é acelerado a velocidades de até 80 m/s (262 pés/s) antes de ser 
transferido para a câmara de Britagem. Além disso, o material pode ser 
introduzido na câmara de britagem através da cascata (Figura 18), passando 
assim externamente a área do rotor, proporcionando o choque dessas 
partículas com material projetado em grande velocidade pelas três saídas do 
rotor. 
 
O material da cascata se combina com o material do rotor para formar uma 
população de partículas mais densa, o que favorece a redução através do 
aumento da possibilidade de uma boa colisão rocha-contra-rocha. O melhor 
aproveitamento da ação de moagem rocha-contra-rocha leva a uma melhor 
eficiência do britador e uma maior produção, proporcionando uma maior 
probabilidade de choque e quebra, através de maior ação entre partículas onde 
se faz mais necessária – na câmara de britagem. 
 
Figura 18: Formação da cascata no interior do Barmac-VSI. 
 
 
 
O efeito de aumentar o fluxo de material através da cascata é semelhante ao 
de diminuir a velocidade do rotor. Isso altera a curva e o formato do produto se 
quantidades de cascata maiores forem usadas. Uma cascata com até 10% a 
mais de material pode ser utilizada sem que haja alteração mensurável na 
gradação ou qualidade do produto. Isso significa 10% de produto adicional sem 
uso de energia adicional ou consumo de peças de desgaste. É importante 
lembrar que um aumento do percentual de cascata acima de 10% trará um 
Mineração – Cominuição e Classificação 30 
 
efeito prejudicial sobre o formato do produto. A cascata proporciona maior 
flexibilidade e controle do produto gerado pelo Britador – flexibilidade que 
permite acomodar mudanças na especificação da alimentação e controle, que 
proporciona um gerenciamento completo da qualidade do produto e do 
percentual de finos (Boletim Técnico 032-09 – Metso Minerals). 
 
Cuidados com o tamanho máximo de alimentação do Barmac: 
 
A performance e o custo operacional dos britadores tipo Barmac, dependem de 
alguns cuidados que devem ser tomados durante a operação, principalmente 
com o tamanho do material alimentado. 
 
O Britador autógeno Barmac por ser uma máquina de operação terciária ou 
quaternária, deverá ser alimentado e operar somente com um tamanho máximo 
da rocha. 
 
Devido à grande variedade de formato de rochas, minérios e outros minerais, 
devem ser observados alguns detalhes na determinação do tamanho máximo 
do material de alimentação do britador. É recomendado que o tamanho máximo 
fosse determinado pelo corte da peneira, e de grande necessidade que a 
malha utilizada para esta classificação separe realmente o material que esteja 
acima do especificado. Sendo assim é muito importante observar o formato do 
material de alimentação, pois sendo lamelar (material de formato alongado e 
plano), passam pela malha quadrada, excedendo as dimensões especificadas. 
 
Pelo fato da rocha ter de passar pelo rotor, e este ter uma dimensão máxima 
na saída. Caso seja alimentado por rochas com tamanho acima do 
especificado poderá ocorrer uma oclusão de uma ou mais saídas causando 
forte vibração devido ao desbalanceamento provocado pela massa desigual da 
rocha em suas três câmeras internas. 
 
O tamanho da rocha deve ser sempre medido em sua máxima dimensão, e 
nunca pela malha de corte anterior a alimentação do Barmac. Rochas com 
características morfológicas lamelares ou alongadas poderão ter uma 
dimensão bem maior que as duas outras dimensões das malhas quadradas, 
podendo causar sérios problemas. 
 
Cabe aos usuários do Barmac verificar a malha adequada para a operação de 
forma que a rocha na sua maior dimensão não ultrapasse a medida máxima 
especificada para cada tamanho e tipo de rotor. Assim por exemplo no rotor de 
tamanho 840, a dimensão máxima especificada é de 66 mm na maior 
dimensão da rocha (manual Faço). Se esta tiver características lamelares, o 
usuário deverá verificar qual é a malha adequada para que não passem rochas 
com dimensão maior que a dimensão máxima especificada para este rotor, no 
caso 66 mm ou aproximadamente 2 3/4” (Boletim Técnico 032-09 – Metso 
Minerals). 
 
Eliminam-se as causas do problema, diminuindo a malha precedente ao 
Barmac, ou utilizando equipamentos anteriores ao Barmac no circuito, cuja 
ação diminua a lameralidade natural da rocha. 
Mineração – Cominuição e Classificação 31 
 
 
A não observância a estas condições poderão originar paradas indesejadas 
que ocasionalmente trarão prejuízos à produção (Boletim Técnico 032-09 – 
Metso Minerals). 
 
Figura 19 - Desenho esquemático de um britador VSI-Barmac (www.metso.com). 
 
 
Figura 20– Sistema britagem móvel na frente de lavra. 
 
 
 
 
 
Figura 21- Características dos britadores primários. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 32 
 
 
 
Figura 22 – Britadores primários de mandíbulas em unidades de britagem do município 
de Itaitinga/CE. 
 
 
 
5. INTRODUÇÃO À MOAGEM 
 
A moagem é o último estágio do processo de fragmentação. Neste estágio as 
partículas são reduzidas, pela combinação de impacto, compressão, abrasão e 
atrito, a um tamanho adequado à liberação do mineral, geralmente, a ser 
concentrado nos processos subsequentes. Cada minério tem uma malha ótima 
para ser moído, dependendo de muitos fatores incluindo a distribuição do 
Mineração – Cominuição e Classificação 33mineral útil na ganga e o processo de separação que vai ser usado em 
seguida. 
 
A moagem é a área da fragmentação que requer maiores investimentos, maior 
gasto de energia e é considerada uma operação importante para o bom 
desempenho de uma instalação de tratamento. A submoagem do minério 
resulta num produto grosso com liberação parcial do mineral útil, inviabilizando 
o processo de concentração. Neste caso, a recuperação parcial do mineral útil 
e a baixa razão de enriquecimento respondem pela inviabilidade do processo. 
 
A sobremoagem também não é desejada, pois ela reduz o tamanho das 
partículas, desnecessariamente, o que acarretará maior consumo de energia e 
perdas no processo de concentração. 
 
O impacto acontece quando a força é aplicada de forma rápida e em 
intensidade muito superior à resistência da partícula. É o tipo de fratura que 
acontece nos moinhos, na zona de queda das bolas, e gera distribuição 
granulométrica fina (figura 23). 
 
Figura 23 – O processo de impacto (Fonte: Metso Minerals, 2002) 
 
 
 
A abrasão é o resultado do atrito entre as partículas do minério e entre corpos 
moedores e partículas; provoca o aparecimento de pequenas fraturas e 
provoca o surgimento de partículas de distribuição granulométrica fina ao redor 
da partícula original (figura 24). 
É um processo com alto consumo de energia. 
 
Figura 24 – O processo de abrasão (Fonte: Metso Minerals, 2002) 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 34 
 
Nos moinhos ocorrem os três tipos de fratura, conforme ilustrado na figura 25. 
Qual dos três processos será o predominante é uma questão que depende das 
condições operacionais e essa predominância irá afetar a distribuição 
granulométrica resultante. 
 
Figura 25 – Regiões do moinho onde ocorrem os diferentes processos de quebra 
(Fonte: Beraldo,1987) 
 
 
 
 Zona A: os corpos moedores se movem uns sobre os outros em 
camadas concêntricas; 
 Zona B: os corpos moedores rolam para baixo gerando moagem por 
choque. 
 Zona C: os corpos moedores caem sobre o revestimento e as partículas 
produzindo moagem por atrito. 
 
 
5.1 PRINCIPAIS TIPOS DE MOINHOS 
 
5.1.1 MOINHOS REVOLVENTES OU TUBULARES (“Tumbling Mills” ou “Tube 
Mills”) 
 
Destacam-se neste grupo os principais tipos de moinhos: 
 
5.1.1.1 Moinhos de barras; 
5.1.1.2 Moinhos de bolas; 
5.1.1.3 Moinhos de “cylpebs”(tronco de cone); 
5.1.1.4 Moinhos de seixos; 
5.1.1.5 Moinhos autógenos e semi-autógenos. 
 
Como este grupo contém os tipos de moinhos mais comuns, algumas 
definições mais completas se fazem necessárias. 
 
5.1.1.1 MOINHOS DE BARRAS são moinhos tubulares com relação 
comprimento / diâmetro maior que 1,25 : 1, que utilizam barras cilíndricas 
como corpos moedores. São usados em circuito aberto para obtenção de 
Mineração – Cominuição e Classificação 35 
 
produto grosseiro ou para preparação de produto para alimentação de um 
moinho de bolas. Raramente são utilizados em circuito fechado, geralmente 
com hidrociclones ou com peneiras. 
 
Figura 26 – Moinho de barras com descarga por overflow (Fonte: Metso 
Minerals, 2002 
 
 
Figura 27 – Moinho de barras com descarga periférica de topo (Fonte: Metso 
Minerals, 2002) 
 
 
Figura 28 – Moinho de barras com descarga periférica central (Fonte: Metso 
Minerals, 2002) 
 
5.1.1.2 MOINHOS DE BOLAS são usados em um único estágio quando a 
granulometria da alimentação deve estar entre 10 e 15 mm (figuras 29 e 30). 
 
Podem ser usados no segundo estágio de moagem precedidos de moinho(s) 
de barras ou autógeno / Semi-Autógeno ou até mesmo como moinho primário, 
o que não é muito comum na prática. 
 
Podem ainda ser utilizados na remoagem. Geralmente têm um grau de 
enchimento em torno de 35 % de bolas, com um máximo de 40 %. 
Mineração – Cominuição e Classificação 36 
 
As bolas podem ser de aço, fundidas ou forjadas, ou de ferro fundido. A dureza 
das bolas varia muito dependendo da fabricação. As bolas que geram menor 
custo operacional e melhor desempenho são geralmente selecionadas. Isso 
não implica que estas sejam as mais baratas disponíveis e nem as que tenham 
menor taxa de desgaste mas sim um ponto de equilíbrio entre os dois fatores. 
 
Figura 29 – Moinho de bolas com descarga por overflow (Fonte: Metso 
Minerals, 2002) 
 
 
Figura 30 – Moinho de bolas com descarga por diafragma (Fonte: Metso 
Minerals, 2002) 
 
 
Figura 31- Descarga no Moinho de bolas. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 37 
 
Figura 32- Descarga no Moinho de bolas. 
 
 
Figura 33 - Moinho de bolas em corte, mostrando o seu interior com os corpos 
moedores. (BERALDO, 1987) 
 
 
Figura 34 - Movimento da carga de bolas. (MINTEK, 1991) 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 38 
 
A – Movimento da carga em catarata 
B – Movimento da carga em cascata 
T – “Pé” da carga, zona de impacto 
S – “Ombro” da carga, zona de queda 
LB – “Lifter” 
L - Revestimento 
M – Carcaça do moinho 
 
Foto 05- de côncavos descartados de um moinho de bolas. 
 
 
 
Foto 06- de cylpebs descartados de um moinho de cylpebs. 
 
 
 
5.1.1.3 MOINHO DE SEIXOS (pebbles) são moinhos que utilizam seixos 
competentes em lugar de bolas. São freqüentemente utilizados para moagem 
de materiais que não podem ser contaminados por corpos moedores metálicos, 
neste caso utilizando corpos moedores de ágata, sílex, coríndon ou cerâmica. 
A designação moinho de seixos é também utilizada para moagem autógena 
(semi-autógena) secundária. Devido à menor densidade dos seixos, estes 
moinhos possuem menor capacidade de moagem do que os moinhos de bolas. 
 
5.1.1.4 MOINHOS AUTÓGENOS E SEMI AUTÓGENOS 
 
a) MOINHO AUTÓGENO (AG) – É o tipo de moinho que utiliza o próprio 
minério como corpo moedor. Para alguns tipos de minério, o moinho autógeno 
combina as etapas de britagem, moagem grossa e fina. O minério deve conter 
quantidade suficiente de pedaços competentes para atuarem como corpos 
moedores. 
 
 
 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 39 
 
Foto 07 - Moinho Autógeno – Unidade Piloto do CETEM. 
 
 
 
b) MOINHO SEMI AUTÓGENO (SAG) – Tipo de moinho que utiliza também 
bolas de aço, em adição ao próprio minério, como corpos moedores. 
 
A adição de bolas (geralmente entre 6 e 12 % de volume e diâmetro de 100 
mm ou 125 mm) aumenta a habilidade de um moinho autógeno de tratar 
minérios de dureza variável e com variação da quantidade de corpos moedores 
naturais. 
 
Um moinho Semi-Autógeno pode tratar eficientemente uma grande variedade 
de material de alimentação. Estes moinhos são ideais para a moagem grossa 
de minérios úmidos para preparar a alimentação para uma moagem final em 
moinhos de bolas. São também usados para moagem em estágio único 
atingindo, nesta etapa, a granulometria final desejada. 
 
5.1.2 MOINHOS TIPO “Fixed Path” (“Fixed Path Mills”) 
 
Afora os moinhos de martelo, os principais tipos de moinhos deste grupo são: 
 
• moinhos de rolos (“roller mills”); 
• moinhos tipo mesa giratória (“bowl-mills”); 
• moinhos tipo bola e capa ou tipo E (“E-type-mills”); 
• moinhos tipo torre. 
 
Os principais circuitos de cominuição são os seguintes: 
Mineração – Cominuição e Classificação40 
 
 
• Britador - Moinho de barras - Moinho de bolas 
• Britador - Moinho de bolas - Moinho de bolas 
• Britador - Moinho de barras - Moinho de pebbles 
• Britador - Estágio único de moagem de bolas 
• Moinho autógeno em estágio único 
• Moinho autógeno - Moinho de bolas 
• Moinho autógeno - Moinho de pebbles 
• Moinho semi-autógeno em estágio único 
• Moinho semi-autógeno - Moinho de bolas 
• Moinho autógeno - Moinho de bolas - Britador 
 
Estes são apenas alguns exemplos de circuitos existentes embora atualmente 
diversos outros tipos de circuitos sejam utilizados. 
 
Cada circuito tem suas vantagens e desvantagens, no entanto, para cada tipo 
de minério uma avaliação especial deve ser feita. Inúmeros outros fatores 
devem ser estudados antes da escolha, fatores esses como a utilização de 
equipamentos, previamente existentes, em usinas sendo ampliadas. 
 
5.2 PROCESSOS DE MOAGEM 
 
Os processos de moagem são usualmente classificados em dois grupos: 
 
- Moagem em via úmida: o material é misturado com água de modo a formar 
uma polpa; 
- Moagem em via seca: o material sofre o processo de redução a seco. 
 
Os circuitos de moagem são usualmente classificados em dois grupos: 
 
- Circuito aberto: o material é alimentado diretamente no moinho, o produto sai 
pela descarga em uma só passagem pelo moinho (sem classificação); 
 
- Circuito fechado: a descarga do moinho é conduzida a um equipamento de 
classificação e o undersize é retornado para alimentar o moinho. Neste tipo de 
circuito, uma partícula pode passar várias vezes pelo moinho até atingir o 
tamanho desejado. Este tipo de circuito pode ser classificado em dois grupos: 
 
 Direto: o minério alimenta diretamente o moinho junto com o underflow 
do classificador; 
 Reverso: o minério alimenta diretamente o classificador cujo underflow 
alimenta o moinho. 
 
A Figura 35 mostra a configuração dos circuitos de moagem direto e reverso. 
 
Outros conceitos importantes são: 
 
Carga circulante: undersize de um classificador que retorna à alimentação do 
moinho, expressa usualmente em porcentagem sobre a alimentação nova do 
moinho. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 41 
 
Os objetivos da carga circulante são: 
 
− Garantir o tamanho máximo do produto de moagem; 
− Diminuir a geração de finos dentro do moinho, já que funciona como um 
amortecedor da alimentação nova, dissipando a energia mecânica aplicada 
sobre as partículas. 
 
Consumo específico de energia: expresso em kWh/t, que representa o 
consumo líquido de energia (kWh) por cada tonelada de alimentação nova 
processada, o equivalente à potência demandada (kW) por t/h de minério 
processado. 
Figura 35 – Tipos de circuito de moagem. 
 
 
 
6. DIMENSIONAMENTO DE BRITADORES E MOINHOS 
 
6.1 DIMENSIONAMENTO DE BRITADORES 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 42 
 
As etapas utilizadas, frequentemente, para o dimensionamento dos britadores 
com auxílio de curvas e tabelas de operação fornecidas pelos fabricantes do 
equipamento são as abaixo descritas: 
 
 Consultar a tabela de especificação técnica definindo alguns 
equipamentos que estão dentro das condições exigidas; 
 Verificar as capacidades de produção de cada equipamento selecionado 
observando se estão dentro das condições especificadas; 
 Observar as curvas granulométricas do tipo de equipamento para melhor 
definir as condições de operação; 
 Observar também a condição de recepção; o britador só brita partículas 
menores que 0,8A. Então o tamanho do britador é condicionado pelo 
tamanho máximo da alimentação (A). 
 
Quadro 01- características dos britadores primários. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
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 materiais 
lamelares
Características Mecânicas da Rocha Sem restrição Sem restrição
Estratificação da Rocha Pouco adequado para materiais com 
tendência 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 mandíbulas (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
fragmentação 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 material
Mineração – Cominuição e Classificação 43 
 
 
Figura 37 – Curvas granulométricas em britadores e rebritadores de mandíbulas 
(circuito fechado) 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 44 
 
 
A escolha do tipo de britador está associada a alguns fatores ligados ao 
minério, como os apresentados a seguir. 
 
 Tamanho máximo de blocos na Alimentação- A capacidade de 
produção e tamanho máximo dos blocos contidos no ROM influenciam na 
escolha de operação da mina, como indicado na Tabela 3. 
Esses dados são importantes, pois determinam a boca de entrada dos 
britadores primários. 
 
Tabela 3 – Tamanho máximo de blocos na alimentação de britador primário. 
Capacidade de 
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 
Mineração – Cominuição e Classificação 45 
 
Grande (3.000-
9.000) 
90-100 60-70 
Muito Grande 
(9.000) 
120 - 
 
 
 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 desgasteem britadores 
de impacto, especialmente quando esses equipamentos operam como 
britadores primários. 
 
 Conteúdo de Argila e Umidade- Os minérios que apresentam um alto 
conteúdo de argila e elevada umidade, impossibilitam praticamente a britagem 
em granulometria de 20 – 25 cm, pois dificultam o peneiramento e a operação 
de alguns tipos de britadores. 
Britadores giratórios, cônicos e de mandíbulas são altamente sensíveis à 
presença de argila e à umidade no minério. 
 
Figura 38- fator de umidade 
Mineração – Cominuição e Classificação 46 
 
 
 
 Densidade do Material- Os britadores são equipamentos que 
apresentam, como constante, a capacidade volumétrica de produção. Assim, a 
capacidade desses equipamentos, expressa em t/h, é proporcional à densidade 
do minério. Como a capacidade nominal é referente a material com densidade 
2,7 a capacidade real volumétrica para materiais com outras densidades pode 
ser expressa por: 
 
Capacidade real = capacidade nominal x densidade real 
 2,7 
 Forma das Partículas- A forma das partículas é importante na definição 
da boca de entrada dos equipamentos. Para materiais lamelares exige-se uma 
relação entre a boca de entrada e o tamanho máximo das partículas maior do 
que a geralmente requerida para minérios não lamelares. 
 
 Corrosividade do Minério- Minérios corrosivos impõem condições 
especiais na escolha dos materiais e equipamentos usados na instalação. 
 
Exemplo de dimensionamento de britador primário: 
 
Projetar uma instalação de britagem para 70 m³/h de minério que vem da mina, 
com um top size de 30 polegadas (0,76 m) e 25% menor que 2,5 polegadas. 
 
Sabe-se que o WI do minério é WI = 10 kWh/sht. A densidade aparente do 
minério é 1,6; o teor de argila é maior que 5% e a umidade 10%. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 47 
 
 
 
Tabela 4- Capacidade de produção (m3/h) – Britadores Primários de Mandíbulas-
Circuito Aberto. 
Máquina RPM Excêntrico 
(mm) 
Mov. da 
Mandíbula 
Abertura da Boca de Saída – 
Posição Fechada 
 ϭ” ϭ ½” Ϯ” ϯ” 3 
½” 
ϰ” 
6240C 280 15 ¾” 17-
22 
22-
29 
28-
35 
39-
50 
42-
52 
44-
55 
8050C 280 16 ϭ” 55-
72 
60-
80 
65-
88 
10060C 250 17 ϭ” 72-
95 
76-
105 
88-
115 
Mineração – Cominuição e Classificação 48 
 
10080C 250 17 ϭ” 78-
120 
90-
140 
11080C 240 17 ϭ” 100-
155 
12090C 230 17 ϭ” 130-
180 
 
Máquina RPM Excêntrico 
(mm) 
Mov. da 
Mandíbula 
Abertura da Boca de Saída – Posição 
Fechada 
 ϰ ½” ϱ” ϲ” ϳ” ϴ” ϵ” 
8050C 280 15 ϭ” 72-
95 
77-
100 
88-
115 
 
10060C 280 16 ϭ” 95-
130 
105-
140 
120-
160 
140-
180 
155-
200 
 
10080C 250 17 ϭ” 100-
155 
110-
170 
140-
200 
160-
230 
177-
260 
200-
290 
11080C 250 17 ϭ” 110-
170 
120-
187 
155-
220 
175-
253 
195-
285 
220-
320 
12090C 240 17 ϭ” 145-
205 
155-
230 
185-
275 
210-
310 
240-
370 
265-
410 
150120C 200 19 ϭ ½” 350-
520 
390-
560 
 
Pela Tabela 4 escolhe-se um britador que parece adequado: 8050C que tem 
capacidade 65-88 m³/h de produto operando com a abertura de saída na 
posição fechada (APF) com 4” e na posição aberta (APA) terá 5”, já que por 
essa tabela sabe-se que o movimento da mandíbula é igual a 1”. A abertura de 
alimentação deste britador é de 40” (1 m). 
 
Pela Figura 36, a curva referente a 5” nos fornece dados para calcular a curva 
granulométrica do produto britado que está apresentado na Tabela 5. 
 
Tabela 5- Distribuição granulométrica do produto britado-britador de mandíbulas (5”). 
Faixa Granulométrica Peso (%) Capacidade m³/h 
+ 5” 15 10,5 
- 5” + 3” 30 21 
- 3” + 2” 17 11,9 
- 2” + 1” 16 11,2 
Mineração – Cominuição e Classificação 49 
 
- 1” + ½” 9 6,3 
- ½” 13 9,1 
Total 100 70 
 
Pode ser observado que: 
 
a) 85% do produto britado é menor que 5”, isto é, passa numa tela de peneira 
com essa abertura. O restante, ou seja, 15% ficou retido na mesma tela por 
ser maior que 5”. 
b) 55% do produto é menor que 3” e, portanto o complemento, 45% é maior 
que 3”. Como 15% é maior que 5”, tem-se 45 - 15 = 30%, ou seja, é a 
percentagem do produto de tamanho entre 5”e 3”. 
c) 38% do produto é menor que 2”. Mas como 55% é menor que 3”, temos 
55 - 38 = 17%, ou seja, é a percentagem do produto de tamanho entre 3”e 2”. 
A capacidade real deve ser recalculada com alguns fatores próprios. Esta é 
dada pela expressão: 
 
Q = Qt. A . B . C . D (Manual de Britagem da Metso Minerals-2005) 
onde: 
Qt = capacidade de tabela (70 m³/h) 
A = densidade aparente dos materiais britados (se a capacidade é dada em 
m³/h, o fator de densidade A = 1. As capacidades listadas no Manual da Metso 
Minerals são para materiais com densidade aparente de 1,6 t/m3). 
B = fator dependente do WI (fator de WI= 1,15); 
C = fator de tamanho de alimentação; 
D = fator de umidade. 
Estes dados estão apresentados nas Tabelas 6 e 7 e Figuras 37 e 38. 
Q = 70 x 1,0 x 1,15 x 0,94 x 0,76 = 57,51 m³/h 
Q = 57,51 m³/h é a capacidade do britador escolhido com o minério proposto. 
 
Tabela 6 – Densidade aparente dos materiais britados 
t/m³ Fator A t/m³ Fator A 
1,2 0,75 1,9 1,19 
1,3 0,81 2 1,25 
1,4 0,88 2,1 1,31 
1,5 0,94 2,2 1,38 
1,6 1 2,3 1,44 
1,7 1,06 2,4 1,5 
1,8 1,13 - - 
 
Tabela 7 – Fator B dependente do WI 
WI 10 12 14 18 22 
Mineração – Cominuição e Classificação 50 
 
B 1,15 1 1 0,9 0,8 
 
Figura 39 – C: Fator de tamanho de alimentação 
 
% de alimentação menor que metade da abertura de saída 
do britador em posição fechada (1/2 APF) 
 
 Cálculo do Rebritador 
 
Baseado nos dados da Tabela 4 de Capacidade de produção (m³/h) – 
Britadores Primários de Mandíbulas Circuito Aberto, observa-se que 31,5 m³/h 
é maior que 2” e 38,5 m³/h é menor que 3”. 
 
Tabela 8– Capacidade de produção (m3/h) – rebritadores de mandíbulas. 
Máquina RPM Excêntrico 
(mm) 
Mov. da 
Mandíbula 
Abertura da Boca de Saída – Posição 
Fechada 
 ϭ/ϰ” ϭ/Ϯ” ϯ/ϰ” ϭ” 1 
½” 
Ϯ” Ϯ½” 
6013 350 10 ϯ/ϴ” 3-4 5-
6,5 
7-9 9-
12 
 
8013 350 12,5 ϭ/Ϯ” 4-5 6,5-
8,5 
9-
12 
12-
16 
 
9026 300 13 ϯ/ϰ” 17-
22 
20-
26 
29-
37 
37-
48 
45-
58 
12040 280 16 ϭ” 55- 65-
Mineração – Cominuição e Classificação 51 
 
78 85 
 Abertura da Boca de Saída – Posição Fechada 
12040 280 16 ϭ” ϯ” ϯ½” ϰ” ϰ½” ϱ” ϱ½” 
 75-
97 
83-105 100-230 110-
142 
120-
156 
125-162 
 
Pela Tabela 8 pode-se escolher o rebritador secundário 9026 com abertura da 
boca de saída na posição fechada 1 ½” que tem capacidade de 2λ – 37 m³/h. 
 
Como o movimento do queixo é ¾”, entra-se na curva 2 ½” da Figura 35, para 
obter a distribuição granulométrica do produto (Tabela 9). 
 
Tabela 9 – Distribuição granulométrica do produto britado - rebritador de mandíbulas. 
Faixa Granulométrica Peso (%) Capacidade m3/h 
- 5” + 3” 7 2,2 
- 3” + 2” 22 6,9 
- 2” + 1” 31 9,8 
- 1” + ½” 17 5,4 
- ½” 23 7,2 
Total 100 31,5 
 
Os 70 m³/h estão praticamente abaixo de 3”, pode-se escolher um rebritador 
Hydrocone 3 ½ 51 (Tabela 10) quetem uma capacidade de 68 a 92 m³/h com 
carga circulante. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Tabela 10 – Capacidade de produção – circuito fechado rebritadores Hydrocone. 
Mineração – Cominuição e Classificação 52 
 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 53 
 
 
Pela Figura 40 observa-se que 85% do produto se encontra abaixo de ½” e só 
15% retornará como carga circulante. A Figura 41 mostra um esquema para o 
processo de britagem do material. 
 
Figura 40 – Curvas granulométricas - britadores hydrocones (câmara para médios). 
Mineração – Cominuição e Classificação 54 
 
 
 
 
Figura 41 – Esquema do circuito de britagem. 
 
 
 ROM 
 
 
 
BRITADOR DE 
MANDÍBULA 8050 C 
 
 
REBRITADOR DE 
MANDÍBULA 9026 
 +3” 
Mineração – Cominuição e Classificação 55 
 
 
PENEIRA 
3" 
 
 
 -3” -3” 
 
 
 
 
REBRITADOR HYDROCONE 
3 1/2" 51 
 
 + ½ “ 
 
 
PENEIRA 
1/2" 
 
 - ½” 
 
 
 
6.2 DIMENSIONAMENTO DE MOINHOS 
 
O primeiro passo no dimensionamento de um moinho é a determinação da 
energia necessária para produzir a moagem desejada. Várias fórmulas têm 
sido utilizadas para este fim, entretanto a equação de Bond é a mais 
amplamente usada pois nas condições mais comuns de operação essa fornece 
bons resultados mas, para aplicações que se afastam das usuais, pode ser 
arriscado dimensionar um moinho pelo método de Bond. 
 
O método de Bond baseia-se na equação por ele desenvolvida e no valor de 
Índice de Trabalho (WI), cuja metodologia de determinação foi também por ele 
estabelecida. 
 
Tabela 11 – WI kWh/t curta médios de alguns minérios e materiais. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 56 
 
 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 
Ferro-
silício 
3 7,1 4-11 8 17,9 6-51 
Minério 
de ouro 
42 15,2 8-29 183 14,6 3-42 
Granito 10 16,3 8-36 8 9,9 10-11 
Calcário 84 13,7 7-50 177 9,9 4-36 
Minério 
de 
urânio 
13 13,3 3-18 18 14,6 10-20 
Fonte: Rowland Jr., C.A. Teste para seleção de circuitos de cominuição. Beraldo, J.L. - 
Moagem de minérios em moinhos Tubulares. 
 
A energia determinada pela equação de Bond é para as seguintes condições 
específicas: 
 Moinho de barras: a úmido, circuito aberto, num moinho de 2,44 m de 
diâmetro interno ao revestimento. 
 Moinho de bolas: a úmido, circuito fechado com classificador espiral, 
num moinho de 2,44 metros de diâmetro interno ao revestimento e carga 
circulante de 250%. 
 Energia calculada: é a energia requerida no eixo do pinhão do moinho, a 
qual inclui as perdas nos mancais e nas engrenagens do pinhão. Não 
inclui as perdas no motor ou em qualquer outro componente, tais como 
redutor e embreagens. 
 
O tamanho da alimentação usado nos testes de Bond foi 13.200 ȝm para o 
Mineração – Cominuição e Classificação 57 
 
moinho de barras e 3.350 ȝm para o moinho de bolas. Qualquer moagem que 
fuja destas condições deve ter o valor da energia calculada pela equação de 
Bond corrigida por fatores de correção. 
 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 58 
 
 
 
A potência requerida para moer um determinado material pode ser estimada 
aplicando-se a equação de BOND: 
 
 
 
Onde: 
W= consumo de potência expressa em kwh/short ton.Para obter-se o consumo 
de potência em kwh/ton. Métrica, multiplicar o valor obtido por 1,102. 
 
Wi= “Work Index” sempre referido a short ton. (908 kg). Verificar antes de 
aplicar a fórmula e converter se necessário. 
 
P= Tamanho em mícrons da abertura da peneira na qual “passa” 80% do 
produto final moído. 
 
F= Tamanho em mícrons da abertura da peneira na qual “passa” 80% de 
alimentação do moinho. 
Mineração – Cominuição e Classificação 59 
 
Esta fórmula de BOND é valida para moinhos de barras, se operarem em 
circuito aberto e para moinhos de bolas, em circuito fechado. 
 
O consumo de potência W é expresso em Kilowatts-hora por “short ton” para 
moagem via úmida num moinho que tenha um diâmetro interno de 8 pés (2438 
mm). 
 
FATORES DE EFICIÊNCIA: Para aplicação da fórmula acima em condições 
diferentes deveremos corrigir usando oito fatores de eficiência (EF1 a EF8). 
 
EF1- O fator de ineficiência é de 1,3, pois os corpos moedores e as placas de 
revestimento ficam recobertos por partículas finas reduzindo a eficácia dos 
corpos moedores além de haver uma redução na velocidade de avanço do 
material. 
 
EF2- É relativo às quantidades de oversize permitidas no produto final. 
 
Tabela 12 
Referência de controle (% do produto 
menor que o nominal) 
Fator EF2 
(multiplicador) 
50 1,035 
60 1,05 
70 1,10 
80 1,20 
90 1,40 
92 1,46 
95 1,57 
98 1,70 
Não especificado 1,20 
 
EF3- É relativo ao diâmetro do moinho. 
Tabela 13 
Diâmetro do 
moinho 
internamente 
à carcaça 
Diâmetro do 
moinho 
internamente 
ao 
revestimento 
Multiplicador 
Pés Metros Pés Metros EF3 
3,0 0,914 2,6 0,790 1,25 
Mineração – Cominuição e Classificação 60 
 
3,281 1,000 2,88 0,880 1,23 
4,0 1,220 3,6 1,100 1,17 
5,0 1,520 4,6 1,400 1,12 
6,0 1,830 5,6 1,710 1,075 
6,562 2,000 5,96 1,820 1,06 
7,0 2,130 6,5 1,980 1,042 
8,0 2,440 7,5 2,290 1,014 
8,5 2,590 8,0 2,440 1,000 
(BASE) 
9,0 2,740 8,5 2,590 0,992 
9,5 2,900 9,0 2,740 0,977 
9,843 3,000 9,34 2,850 0,970 
10,0 3,050 9,5 2,900 0,966 
10,5 3,200 10,0 3,050 0,956 
11,0 3,350 10,5 3,200 0,948 
11,5 3,510 11,0 3,350 0,939 
12,0 3,660 11,5 3,510 0,931 
12,5 3,810 12,0 3,660 0,923 
13,0 3,960 12,5 3,810 0,914 
13,124 4,000 12,62 3,850 0,914 
 
Deve ser aplicado em moinhos cujo diâmetro medido internamente ao 
revestimento seja menor que 8 pés (2,44 metros). Em moinhos maiores a sua 
não aplicação representa uma boa medida de segurança. 
 
EF4- É relativo ao tamanho de alimentação que a carga mais eficientemente 
distribuída possa moer. 
 
Um moinho alimentado com tamanhos maiores requer corpos moedores 
maiores resultando numa maior dispersão dos tamanhos desses corpos 
moedores, o que reduz a eficiênciada ação de moagem. 
O tamanho máximo ótimo de alimentação corresponde a 80% passante e é 
dado pelas seguintes equações: 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 61 
 
A primeira é usada para moinhos de barras e a segunda para moinhos de 
bolas: 
 
 
O fator EF4 é calculado pela fórmula: 
 
 
Onde: Rr = F/P = relação de redução 
 
EF5- O tamanho das bolas requeridas para fazer produtos mais finos que 80% 
passante em 200 mesh (74 microns) é menor que aqueles que podem ser 
fabricados economicamente. Quando são usadas bolas maiores que o devido 
há uma perda de eficiência. 
 
EF5 = P + 10,3 
 1,145 . P 
P em mícrons. 
 
A tabela abaixo dá o fator de ineficiência para tamanhos de produto passante a 
80% e para tamanhos não indicados nesta tabela, calcular o fator pela equação 
acima. 
Tabela 14 
Produto 80% passante 
tamanho em mícrons. 
Fator de finura EF5 
70 1,01 
65 1,02 
60 1,03 
55 1,04 
53 (270 mesh) 1,04 
50 1,05 
45 (325 mesh) 1,07 
Mineração – Cominuição e Classificação 62 
 
40 1,10 
38 (400 mesh) 1,11 
35 1,13 
30 1,17 
26 (mesh) 1,22 
25 1,23 
20 1,32 
15 1,47 
10 1,82 
 
 
EF6- Fator de taxa de redução para moinho de barras. 
 
Rro = 8 + 5.L 
 D 
 
Onde: L= comprimento das barras em pés 
 e D= diâmetro do moinho em pés medido internamente ao revestimento. 
 
Para moinhos de barras de descarga central periférica a taxa de redução ótima 
será metade do valor Rro calculado. 
 
EF6 = 1 + (Rr – Rro)² 
 150 
 
EF7 – Fator de taxa de redução para moinho de bolas. 
 
Para calculo usamos a seguinte fórmula: 
 
EF7 = Rr - 1,22 que deve ser aplicável quando a taxa de redução < que 6:1. 
 Rr - 1,35 
 
EF8- Fator de ineficiência em moinhos de barras que apresentam barras 
gastas, finas e quebradas e variação no tamanho da alimentação. 
 
Assim, devemos considerar os seguintes itens: 
 
a) O moinho trabalha isolado no processo de moagem; 
 
EF8= 1,4 se a alimentação vier de circuito aberto de britagem. 
EF8= 1,2 se a alimentação vier de circuito fechado de britagem. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 63 
 
b) Quando se dimensionar um moinho de barras que pertença a um circuito de 
moinho de barras + moinho de bolas sem processo de classificação entre um e 
outro moinho, considerar somente para o moinho de barras o fator: 
 
EF8 = 1,2 se a alimentação do moinho de barras provier de um circuito aberto 
de britagem. 
 
EF8 = 1 se a alimentação do moinho de barras provier de um circuito fechado 
de britagem e se essa alimentação for constantemente 80% passante em ½” 
(12,7mm) ou mais fina (F < ½”). 
 
Finalizado o cálculo da potência requerida para o moinho a escolha do 
tamanho aproximado poderá ser feita baseada nas tabelas de fabricantes. 
 
 VELOCIDADE CRÍTICA (Cs) : È a velocidade de rotação de um moinho 
que provoca a aderência de qualquer partícula pequena às placas de 
revestimento devido a força centrífuga. 
 
 
 
 
Onde: D= diâmetro interno do moinho medido internamente ao revestimento. 
 Cs= Velocidade crítica em RPM. 
 
Para determinar a velocidade do moinho em porcentagem da velocidade 
crítica, teremos: 
 
 
 
 
 
 
 CÁLCULO DO TAMANHO DOS CORPOS MOEDORES 
 
Para um determinado moinho de bolas ou de barras a escolha do tamanho dos 
corpos moedores representa um problema, pois há dois fatores principais que 
se opõem: 
Mineração – Cominuição e Classificação 64 
 
a) À medida que o tamanho dos corpos moedores aumenta, a pressão entre as 
superfícies em contato aumenta, tornando possível a quebra de partículas 
maiores. 
 
b) Á medida que o tamanho dos corpos moedores diminui, a superfície 
disponível de atrito entre corpos moedores, para moagem de pequenas 
partículas, aumenta, resultando daí um aumento na capacidade de moagem. 
 
- Corpos moedores para moinhos de bolas: O maior diâmetro de bola para a 
carga inicial e para a reposição é dado pela seguinte fórmula: 
 
 
Onde: 
B = diâmetro da bola em polegadas 
F = tamanho da alimentação 80 % passante em mícrons 
Sg = densidade real do material a moer 
Wi = Work Index 
fCs = porcentagem da velocidade crítica 
D = diâmetro interno ao revestimento em pés 
 
FATOR K: 
Tabela 15 
TIPO DE 
MOINHO E DE 
CIRCUITO 
VALOR K PARA BOLAS OU BARRAS DE AÇO OU 
FERRO FUNDIDO 
DESCARGA MOGEM VIA CIRCUITO 
OVERFLOW ÚMIDA ABERTO 350 
OVERFLOW ÚMIDA FECHADO 350 
DIAFRAGMA ÚMIDA ABERTO 330 
DIAFRAGMA ÚMIDA FECHADO 330 
DIAFRAGMA SECA ABERTO 335 
DIAFRAGMA SECA FECHADO 335 
 
 
 
 
 
 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 65 
 
 
 
Tabela 16- Distribuição do tamanho das bolas para início de operação. 
 
 
- Corpos moedores para moinhos de barras: o maior diâmetro de barra para a 
carga inicial e para a reposição é calculado pela equação: 
 
 
Onde: 
Os símbolos são os mesmos para o cálculo para os moinhos de bolas, exceto 
R que é o diâmetro da barra em polegadas. 
 
 
 
Tabela 17- Distribuição do tamanho das barras para início de operação. 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 66 
 
 
 
Tabela 18- Características dos Moinhos de bolas. 
 
Tabela 19- Características dos Moinhos de barras. 
Mineração – Cominuição e Classificação 67 
 
 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 ȝm e P = 1.200 ȝm. Sabe-
se que a alimentação do moinho será preparado em britadores com circuito 
fechado. 
 
Cálculo da Energia: 
 
 
 
Fatores: 
EF1 não se aplica (moagem à úmido) 
EF2 não se aplica (moinho de barras) 
EF3 só se determina após a escolha preliminar do moinho 
Mineração – Cominuição e Classificação 68 
 
 
 
 
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 13como sendo 0,931. A potência será 
de: 1.409 x 0,931 = 1.311,8 HP = 1.312 HP. 
 
Como a potência do moinho escolhido é baixa (1.173 HP), pode-se aumentar o 
comprimento do moinho e a potência proporcionalmente. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 69 
 
 
 
O comprimento do moinho é de 5,49 m e 6,14 m será o comprimento que 
deverão ter os moinhos com a potência individual de 1.173 HP. 
 
Se o moinho de barras for trabalhar em circuito com o moinho de bolas teremos 
um EF8 = 1 e, portanto esta escolha estará certa, pois a energia necessária 
será: 
 
 2.215 x 1,06 x 1 = 2.348 HP; e com dois moinhos de 1.174 HP tem-se a 
energia necessária de instalação. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Tabela 20 – Tipos de moinhos de barras industriais. 
Mineração – Cominuição e Classificação 70 
 
 
 
 
6.3 EQUIPAMENTOS AUXILIARES À COMINUIÇÃO 
 
6.3.1 ALIMENTADORES (TREMONHAS) 
 
São máquinas indicadas para atender às necessidades de alimentação, 
retomada e dosagem em circuitos de cominuição e classificação. 
 
Sua aplicabilidade vai desde a alimentação de britadores primários, retomada 
de materiais sob silos e pilhas, alimentação com dosagem de rebritadores e 
moinhos e outras. 
 
Tabela 21 – Características gerais dos alimentadores. 
 
Máquina De Sapatas Vibratório 
suspenso 
Calha 
vibratória 
De Gaveta Vibratório De correia 
Aplicações 
principais 
Serviços 
pesados; 
transporte de 
materiais 
grandes para a 
alimentação de 
britadores 
Serviços 
pesados ; 
transporte de 
materiais 
grandes para a 
alimentação de 
britadores; - 
alimentação de 
transportadores 
de correia;- reto 
ada de 
materiais 
Alimentação 
de transporta 
dores de 
correia; retoma 
da de materiais 
de granulome 
tria média de 
silos e pilhas. 
-Alimentação 
de transporta 
do res de 
correia; Dosa 
gem. 
Alimentação 
de circuitos 
que 
requerem 
dosagens 
precisas e 
alta taxa de 
alimentação. 
Retomada 
de 
materiais 
finos e/ou 
úmidos sob 
silos e 
pilhas. 
Mineração – Cominuição e Classificação 71 
 
graúdos. 
Vantagens Alta resistência 
ao impacto; 
alta carga 
admissível por 
unidade de 
área; descarga 
direta na 
correia; boa 
regulagem de 
fluxo; pode 
elevar o mate 
rial; 
comprimento 
de 10m; pode 
reduzir a altura 
da instalação; 
manuseia bem 
materiais 
argilosos c/ alto 
teor de 
umidade. 
Alta segurança 
de funciona 
mento; peque 
na altura; sepa 
ração prévia 
dos finos; pouca 
e fácil 
manutenção; 
bom controle da 
alimentação. 
Baixo custo; 
Pouca e fácil 
manutenção; 
pequenas 
dimensões; 
boa segurança 
de 
funcionamento. 
Bom controle 
de alimenta 
ção; baixo 
custo; 
pequena 
potência insta 
lada 
Ótimo 
controle de 
alimentação; 
baixa 
potencia 
instalada; 
alta 
capacidade; 
pequenas 
dimensões; 
baixo ruído 
operacional. 
Baixo 
custo; bom 
controle de 
fluxo; 
admite bem 
materiais 
argilosos 
com alto 
teor de 
umidade. 
Desvanta- 
gens 
Alto custo; 
Manutenção 
cara. 
Não pode ser 
carregado 
diretamente, há 
necessidade de 
um pré-silo; Não 
pode ser usado 
para elevar o 
material; 
comprimento 
limitado; Alta 
potencia instala 
da; Capacidade 
cai em função 
da quantidade 
de material 
argiloso 
podendo até em 
certas 
condições se 
tornarem 
inoperantes. 
Regulagem de 
fluxo difícil; 
não pode 
trabalhar com 
materiais 
maiores que 
10”; capacida 
de cai em fun 
ção de presen 
ça de argila 
podendo ficar 
inoperan te. 
Rápido 
desgaste do 
revestimento; 
Manutenção 
cara; 
tamanho 
máximo do 
material de 
6”; 
capacidade 
cai em função 
da 
quantidade 
de material 
argilosos 
podendo ficar 
inoperante. 
Tamanho 
máximo de 
material 
limitado; alto 
custo de 
controle 
elétrico; 
capacidade 
cai em 
função da 
quantidade 
de material 
argilosos 
podendo 
ficar 
inoperante. 
Tamanho 
máximo de 
material 
limitado; 
Alto 
desgaste 
das 
correias. 
 
 Exemplo de dimensionamento de uma alimentador de vibratório usado 
para alimentação de britadores primários: 
 
São indicados onde há grandes blocos de alimentação e serviço pesado, com 
grande taxa de alimentação e melhor separação de finos (possuem Grizzly de 
área maior) ou quando for exigida separação graúda. 
 
E 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 72 
 
 
A 
 
C[Digite uma citação do documento ou o resumo de um ponto interessante. Você pode 
posicionar a caixa de texto em qualquer lugar do documento. Use a guia Ferramentas de 
Desenho para alterar a formatação da caixa de texto de citação.] 
Tabela 22 – Especificações técnicas de alimentadores metso. 
Mineração – Cominuição e Classificação 73 
 
 
Cálculo da vazão necessária: 
 
 
 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 74 
 
 
 
A amplitude “a” é regulável de 3 mm a 7 mm pela troca dos pesos excêntricos. 
 
Caso haja uma inclinação da mesa no sentido descendente a velocidade será 
aumentada em 1,3 para inclinação igual a 5° e 1,6 para inclinação de 10°. 
 
Outros fatores são a largura da mês (L) e a altura (H) da camada de material 
sobre a mesa que depende do tipo de material e sua granulometria. Como 
regra teremos que: 
- H ≤ 0,5 .L para pedras grandes 
- H ≤ 0,3 . L para pedra britada até 6” 
- H ≤ 0,2 . L para areia e pedras pequenas 
 
 
6.3.2 TRANSPORTADOR DE CORREIA 
 
O transportador de correia é um tipo de equipamento para transferir material 
continuamente. A correia trabalha sob o efeito da força de atrito. Ela não é 
somente um componente para transferir material, mas também um componente 
para transferir força. 
 
O transportador de correia é uma estrutura avançada e simples, de fácil 
manutenção. Sua capacidade de transferência é alta e a distância é longa. Eles 
são largamente usados na mineração. 
 
Cada vez mais, novos equipamentos, mais modernos e sofisticados, são 
introduzidos no mercado, e a escolha do melhor equipamento depende de 
muitas variáveis, como o custo de aquisição e custo operacional, o produto a 
ser manuseada, a necessidade ou não de mão de obra especializada, espaço 
disponível, entre outros. 
 
 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 75 
 
1. Principais Componentes de Transportadores de Correias 
 
 Roletes - É um conjunto de rolos geralmente cilíndricos instalados sobre 
um suporte de sustentação ou encaixe. São capazes de realizar livre rotação 
em torno de seu eixo, e são utilizados como meio sobre onde a correia 
transportadora irá deslizar. Podem ser de vários tipos dependendo a função 
realizada no sistema de transporte com correia transportadora ( tipos: de carga, 
retorno, impacto, alinhadores, transição, planos de anéis, espirais, catenárias e 
viradores). 
 Tambores- São componentes essenciais em um transportador de 
correia, no que tange à transmissão de potência, dobras, desvios e retorno da 
correia. Podem ser do tipo: acionamento, retorno, esticador, dobra e encosto. 
 Acionamento de Transportadores-Podem ser encontrados nas seguintes 
posições para o acionamento do transportador: 
a) Cabeceira(mais comum). 
b) Central. 
c) Retorno. 
 Esticadores- Tem como finalidade a garantia da tensão conveniente para 
o acionamento da correia, e, além disso, absorver as variações no 
comprimento da correia, causados pelas mudanças de temperatura, oscilações 
de carga, tempo de trabalho, etc. 
Podem ser do tipo: Esticador por parafuso, vertical por gravidade e horizontal 
por gravidade. 
 Guias Laterais- Utilizado nos pontos e em situações onde exista a 
tendência do material derramar da correia. Sua aplicação também é indicada 
na região de carregamento, como prolongamento da tremonha. 
 Calha de Descarga- Utilizada como meio de transferência do material de 
um transportador para outro equipamento qualquer, como britadores, peneiras 
ou outro transportador. 
 Equipamentos para limpeza da correia- São equipamentos 
indispensáveis em todos os transportadores. Aumentam a vida da correia e dos 
tambores, proporcionando ao transportador uma melhor condição de 
funcionamento. São os seguintes: Raspadores de Correias, Limpadores de 
Correias, Limpador por jato de água. 
 Detector de Metais- Evita a entrada de corpos metálicos não britáveis 
nos britadores. O detector poderá fazer soar um alarme e desarmar a correia, 
quando na presença de materiais metálicos indesejáveis. 
 
2. Cálculos da Capacidade do Transportador 
 
A capacidade (Q) de um transportador é função da área de sua secção 
transversal, da velocidade da correia (V) e do peso específico do material (Y). 
 
A área da secção transversal é a soma das áreas da secção trapezoidal com a 
do segmento circular, e função da largura da correia (B), do número de rolos e 
sua inclinação nos roletes (i) e do ângulo de acomodação do material na 
correia (a). 
 
O ângulo de acomodação (a) é uma característica do material em movimento 
na correia sendo, aproximadamente de 10 a 15º menor que o seu ângulo de 
Mineração – Cominuição e Classificação 76 
 
repouso, ocorrendo devido à tendência de nivelamento do material causada 
pela trepidação da correia nos roletes sendo: 
dp= 0,055 B + 0,9 
 
C= C tabela x V x K 
 
Onde: dp= distância padrão do material à borda da correia (pol.) 
B= largura da correia (pol.) 
C= capacidade volumétrica m³/h de um transportador a uma velocidade V=x 
m/s. (para cada velocidade teremos um valor tabelado). 
V= velocidade de um transportador (m/s). 
K= fator de correção da capacidade de um transportador devido a inclinação (y) 
do mesmo. 
 
3. Seleção da Largura da correia 
 
A seleção da largura da correia é determinada simultaneamente pela 
capacidade volumétrica (C) desejada, já calculada no item anterior, e pela 
porcentagem de tamanho máximo do material (granulometria).(Verificar as 
tabelas dos fabricantes). 
 
4. Seleção da Velocidade da Correia 
 
A velocidade da correia (V) é função das características do material a ser 
transportado e da largura da correia (B). Em condições normais, é 
recomendado prever uma largura de correia compatível com as velocidades 
tabeladas. Para material seco e fino, uma velocidade elevada pode causar 
muita poeira. Para material pesado de grande granulometria ou com partículas 
pontiagudas, uma velocidade elevada pode causar muito desgaste nas calhas 
de descarga. As velocidades para transportadores novos não devem 
ultrapassar a 2 m/s. 
 
5. Seleção do tipo de rolete e o espaçamento entre eles 
 
O tipo de rolete a ser usado depende do tipo de serviço (regime de trabalho-
h/dia; tipo de instalação e densidade do material) e da velocidade da correia 
(m/s). 
 
O espaçamento dos roletes de carga e retorno dependem da largura da 
correia, Os primeiros também dependem da densidade do material a ser 
transportado. O objetivo é evitar flechas pronunciadas entre os pontos de apoio 
e a correia. 
 
6. Cálculo da Potência de acionamento(Ne) 
 
Este método aplica-se a transportadores simples, de até100 metros de 
comprimento com pequena capacidade. Para aplicações mais complexas 
utilizar o método CEMA/DIN. 
 
Cálculo: A potência efetiva necessária para o transporte do material é calculada 
pela fórmula: 
Mineração – Cominuição e Classificação 77 
 
 
Ne = V x (Nv + Ng) + (Q/100) x (N1 +/- Nh) 
 
Onde: Ne = potência total efetiva (HP). 
NV= potência para acionar o transportador vazio a uma velocidade de 1,0 m/s 
(HP). 
N1 = potência para deslocar 100 t/h de material de uma distância (L) na 
horizontal (hp). 
Ng = potência para vencer o atrito das guias laterais à velocidade de 1,0 m/s. 
Quando as guias forem de comprimento normal, esta parcela deve ser 
desprezada. 
V = velocidade da correia (m/s). 
Q = quantidade do material transportado (t/h). 
 
Tabela 23- Valores de NV(hp). 
 
 
Tabela 24- Valores de N1, Nh e Ng. 
 
 
7. Cálculo da Potência do motor 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 78 
 
Determinada a potência efetiva Ne (HP), pode-se selecionar o motor a ser 
utilizado, considerando-se as perdas na transmissão: 
 
Nmotor = Ne / Nt 
 
Onde: Nt = N1 x N2 x N3 x N4 ...Nn 
 
Tabela 25- Eficiências N1, N2, N3 ....Nn. 
 
 
8. Determinação das Tensões na Correia 
 
Com a potência efetiva (Ne), pode-se obter a tensão efetiva na correia (Te), 
que é a força tangencial que movimenta a correia através da fórmula: 
 
Te = (75 x Ne) / V 
 
Onde: Te = tensão efetiva (Kgf) 
Ne = potência efetiva (HP) 
V = velocidade da correia (m/s) 
 
A tensão máxima é maior que Te, pois temos a pré-tensão necessária para a 
transmissão de movimento do tambor á correia. 
 
T1 = Te (1 +K) T2 = K x Te 
 
O fator K depende do ângulo de abraçamento da correia sobre o tambor e do 
coeficiente de atrito entre esses dois elementos. 
 
 
 
 
Tabela 26- Valores de K. 
Mineração – Cominuição e Classificação 79 
 
 
 
Tabela 27- Ábaco: Comprimento x Inclinação x Altura. 
 
 
 
9. Seleção de Esticadores 
 
A escolha entre os esticadores por gravidade e por parafuso é feita em função 
do comprimento do transportador e para cada largura. 
 
O tipo por gravidade pode ser colocado em qualquer ponto do ramo frouxo da 
correia, sendo recomendável nas proximidades do tambor de acionamento ou 
no próprio tambor traseiro, ao passo que o por parafuso é usado 
exclusivamente no tambor traseiro. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 80 
 
 
 
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) 
Ȝ = inclinação do transportador (graus). 
 
Para um transportador horizontal Ȝ= 0 , portantoμ 
 
G = 2 x T + 0,10 x Pc 
 
O curso do esticador recomendado é de aproximadamente 1,5% a 2,5% do 
comprimento da correia. 
 
 
7. PENEIRAMENTO E CLASSIFICAÇÃO 
 
A classificação é a etapa que antecede a concentração e consiste em separar 
as partículas minerais por seu tamanho. Os processos de classificação são 
divididos em peneiramento e classificação propriamente dita. Estes têm como 
objetivo comum à separação de duas ou mais frações com partículas de 
tamanhos distintos.7.1 PENEIRAMENTO (Screening = Cribado (tamizado)). 
 
É um processo mecânico de separação de partículas que se utiliza de uma 
superfície perfurada. As partículas com dimensões superiores à da abertura 
considerada, tendem a ficar retidas na superfície, enquanto as com dimensões 
inferiores tendem a atravessar a mesma. O material retido na tela da peneira é 
denominado oversize e o passante, undersize. 
 
No século XV, os alemães introduziram as primeiras telas de arame, mostrando 
os sinais do primeiro avanço tecnológico no peneiramento de minérios e, 
assim, foram iniciadas operações mecanizadas com o uso de telas de arame. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 81 
 
7.1.1 INTRODUÇÃO A CLASSIFICAÇÃO GRANULOMÉTRICA 
 
Máquina com uma ou mais superfície perfurada, utilizada para classificar 
partículas em duas ou mais frações granulométricas. 
 
As superfícies podem ser feitas de tela, barras ou chapas perfuradas. 
As aberturas podem ser quadradas, circulares, retangulares ou de outra forma 
qualquer. 
 
Quanto ao material de construção, podem ser metálicas ou não. 
 
Cada superfície perfurada é normalmente chamada de deck. 
Existe outro tipo de peneira, a do tipo rotativa. 
 
COMO FUNCIONA: 
 
Sob efeito de movimento vibratório, o material a ser classificado ao ser lançado 
na peneira, e ao deslocar-se sobre a superfície perfurada, as partículas 
menores vão escoando através dos espaços vazios criados pelas partículas 
maiores (como arroz e feijão),encaminhando-se para a parte inferior da 
camada, indo de encontro com a superfície perfurada, enquanto as partículas 
maiores tendem a se deslocar na parte superior. Esse processo chama-se 
Estratificação. 
Figura 42 – Componentes de uma peneira. 
 
 
 
O processo das partículas introduzirem-se em aberturas e serem rejeitadas se 
maiores ou de passarem, se menores, chama-se Probabilidade de Separação. 
 
Essa probabilidade é função da relação entre o tamanho da partícula e o 
tamanho da abertura, podendo a partícula passar ou ser rejeitada mais 
facilmente, evitando-se o entupimento das aberturas. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 82 
 
O movimento vibratório é produzido por mecanismos baseados em massas 
excêntricas com amplitude variável de 1,5 mm a 6,0 mm e freqüência de 700 a 
1000 rpm. 
Para uma boa separação, é necessário ter-se uma relação correta entre 
amplitude e freqüência, para que, ao deslocar-se sobre a superfície de 
peneiramento, as partículas não caiam na mesma abertura, e nem saltem 
ultrapassando várias aberturas. 
 
Geralmente a melhor relação é: 
Malha menor = amplitude maior = freqüência menor. 
Malha maior =amplitude menor = freqüência maior. 
 
Exemplo: 
Malha l00mm = amplitude 6,5mm = freqüência 800 rpm 
Malha l2mm = amplitude 3,0mm = freqüência 1000 rpm 
 
ONDE É APLICADO: 
 
Onde se desejam classificar, lavar ou limpar os mais variados materiais ou 
produtos em diversos processos industriais, mineração e pedreiras. 
 
As peneiras vibratórias são utilizadas em 95% das aplicações. As rotativas os 
outros 5%. 
 
Das peneiras vibratórias, 80% são do tipo inclinado, e os outros 20%, 
horizontais. 
 
Em uma mesma peneira podemos ter várias superfícies perfuradas 
superpostas com diferentes malhas em ordem decrescente de cima para baixo. 
 
7.1.2 TIPOS DE PENEIRAS: 
 
Existem diversos tipos de equipamentos de peneiramento. Eles podem ser 
classificados como estacionários ou dinâmicos, dependendo se a superfície de 
peneiramento está se movendo. 
 
A grelha é um tipo de peneira estacionária (fixa) ou vibratória utilizada no 
peneiramento de material muito grosseiro. A aplicação mais comum no 
tratamento de minérios é na preparação da alimentação de britadores 
primários, onde ela remove da alimentação do mesmo o material menor que a 
abertura do britador. 
 
As grelhas fixas estas consistem de um conjunto de barras paralelas 
espaçadas por um valor pré-determinado, e inclinadas na direção do fluxo da 
ordem de 35° a 45º (Figura 43). São empregadas basicamente em circuitos de 
britagem para separação de blocos de 7,5 a 0,2 cm, em geral, sendo utilizados 
invariavelmente a seco. Sua eficiência é normalmente baixa (60%), porque não 
havendo movimento da superfície não ocorre a estratificação, que facilita a 
separação. 
Figura 43 – Representação esquemática de uma grelha fixa. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 83 
 
 
 
As grelhas vibratórias são semelhantes às grelhas fixas, mas sua superfície 
está sujeita a vibração. São utilizadas antes da britagem primária (Figura 44). 
 
Figura 44 – Grelha vibratória em britagem primária. 
 
 
As peneiras vibratórias (Figura 45) são as mais importantes para aplicações em 
tratamento de minérios. São capazes de lidar com material entre 250 mm e 250 
µm. Sua principal aplicação é em circuitos de britagem, onde ela trata de 
materiais geralmente entre 250 e 500 mm de tamanho. A vibração é utilizada a 
fim de aumentar a sua eficiência, uma vez que o entupimento é reduzido e a 
segregação do material da alimentação é induzida. Na prática é comum utilizar 
freqüências mais elevadas e amplitudes mais baixas para partículas mais 
finas. O oposto se aplica ao peneiramento de partículas mais grosseiras. 
 
Estas peneiras são as de uso mais frequente em mineração, sendo muito 
empregadas nos circuitos de britagem e de preparação de minério para os 
processos de concentração. A sua capacidade varia entre 50 a 200 t/m2/mm 
de abertura/24 h. 
Peneiras com acionamento elétrico, em particular peneiras de alta freqüência, 
são freqüentemente usadas no desaguamento e no peneiramento de partículas 
mais finas, dada a sua capacidade de gerar vibrações a altas freqüências e 
baixas amplitudes. São aplicadas em circuitos de moagem, aonde importantes 
resultados são alcançados propiciando ganhos econômicos no estágio de 
cominuição e em processos como a flotação. 
Mineração – Cominuição e Classificação 84 
 
 
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 ȝm. 
 
As peneiras usadas no peneiramento fino a seco são dimensionadas com base 
em unidade de alimentação por área unitária (t/h/m²), enquanto no processo a 
úmido considera-se t/h/m. 
No peneiramento a seco, esse tipo de peneira é limitado para materiais com 
granulometria inferior a 12 mm. Peneiras com vibração mecânica são as mais 
usadas na separação de tamanhos de materiais de granulometria grossa. 
 
Vale a pena destacar também o uso das peneiras DSM (Figura 47a e 47b), um 
tipo de peneira estacionária (fixa) que foi desenvolvida na década de 50 pela 
Dutch State Mines. Ela tem encontrado importantes aplicações no 
peneiramento fino de polpas minerais até granulometrias de 50 µm. 
São utilizadas para desaguamento de suspensões e para uma separação 
precisa de suspensões de partículas finas. 
 
Possuem uma elevada capacidade de produção, podendo-se utilizar como um 
valor médio para pré-dimensionamento, 100 m(3)/h por metro de largura de 
leito para abertura de 1,0 a 1,5 mm. 
 
Figura 45 - Peneira Vibratória. 
 
 
Figura 46 – Sistema de peneiramento móvel. 
Mineração– Cominuição e Classificação 85 
 
 
 
Figura 47a - Funcionamento da peneira fixa DSM. 
 
 
Figura 47b - Funcionamento da peneira fixa DSM. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 86 
 
Peneiras rotativas (trommel) - estas peneiras possuem a superfície de 
peneiramento cilíndrica ou ligeiramente cônica, que gira em torno do eixo 
longitudinal. O eixo possui uma inclinação que varia entre 4° e 10°, 
dependendo da aplicação e do material nele utilizado. Podem ser operadas a 
úmido ou a seco. A velocidade de rotação fica entre 35- 40% da sua velocidade 
crítica (velocidade mínima na qual as partículas ficam presas a superfície 
cilíndrica). Nessas condições, a superfície efetiva utilizada no peneiramento 
está em torno de 30% da área total. 
 
As principais vantagens dos trommels são sua simplicidade de construção e de 
operação, seu baixo custo de aquisição e durabilidade. 
 
Figura 48 – Representação esquemática de um Trommel. 
 
 
 
 
7.1.3 O QUE DETERMINA SEU DIMENSIONAMENTO 
 
Um equipamento de peneiramento é definido inicialmente pelas suas 
dimensões e pelo tipo de abertura (quadrada, retangular, circular, elíptica ou 
alongada). Existe uma relação entre o tamanho máximo de partícula que pode 
passar numa determinada abertura e as dimensões do fragmento passante. 
 
Para uma grelha, onde se tem apenas o afastamento livre entre as barras, este 
determina o tamanho máximo da menor dimensão da partícula que atravessa 
as barras paralelas. 
 
Para aberturas quadradas ou retangulares é definida a largura máxima. O fato 
de ser quadrada ou retangular tem pouca influência, visto que a malha 
retangular é colocada apenas para compensar a perda de área real de 
passagem pela inclinação dos equipamentos de peneiramento, embora 
também algumas vezes seja para atender à forma lamelar do material. 
 
As dimensões máximas mencionadas anteriormente não são as reais, pois 
uma partícula de tamanho “a” pode não passar através de uma abertura “a”. 
Mineração – Cominuição e Classificação 87 
 
Assim, em uma abertura “a” só irão passar partículas Ka, sendo K um fator de 
redução. Para 0<K< 0,5 as partículas passam livremente; 0,5<K<0,85 as 
partículas passam com dificuldade, sendo esta a fração crítica de separação; 
0,85<K<1,00 o material praticamente não passa pela abertura. 
 
Os dados necessários para seleção e dimensionamento de peneiras são: 
 
a) características do material a ser peneirado, tais como: densidade e umidade; 
tamanho máximo da alimentação; forma das partículas; distribuição 
granulométrica; presença de materiais argilosos; 
b) capacidade; 
c) faixa de separação do produto; 
d) eficiência desejada; 
e) tipo de serviço: lavagem, classificação final, classificação intermediária e etc; 
f) limitação ou não de espaço e peso; 
g) grau de conhecimento do material ou produto desejado. 
 
A seleção das peneiras deve ser feita em função das características do 
material e do tipo de serviço a que ela irá se submeter. 
 
Dimensionar uma peneira significa calcular as dimensões das suas superfícies 
em função da capacidade requerida, ou seja, da quantidade de material com 
características e condições determinadas que devam passar pelo equipamento 
por um tempo determinado (hora). No caso das peneiras, duas condições 
independentes devem ser atendidas; área da tela e espessura do leito. 
 
Um dos métodos aceitos para selecionar a peneira a ser utilizada é baseado na 
quantidade de material que passa através da malha 0,0929 m² de uma peneira 
com abertura específica, e que será aqui apresentado. Destaca-se, porém, que 
este é apenas um dentre os muitos métodos existentes e que cada um deles 
pode levar a resultados diferentes. 
 
Área Total: A área total "A" pode ser definida por: 
 
A = S/ (C. d. FM) 
 
Onde: 
S = quantidade de material passante na alimentação que atravessa a peneira 
por hora (t/h); 
C = capacidade básica de peneiramento (t/h x 0,0929m²); 
d = peso específico aparente do material alimentado / 1602 
FM = fatores modificadores. 
 
a) Capacidade básica (C) – (m³/h . m²) 
 
Nem todos os materiais têm as mesmas propriedades ou as mesmas 
características de peneiramento, possuindo estes suas curvas de capacidade 
específica próprias. 
 
Como exemplo segue abaixo a curva baseada num material com densidade 
aparente de 1602 kg/m(3), servindo apenas para minérios metálicos. 
Mineração – Cominuição e Classificação 88 
 
 
Figura 49 – Capacidade básica de peneiramento para material com densidade 
aparente de 1.602 kg/m3. 
 
 
 
b) Fatores modificadores 
 
Existem muitas variáveis e inter-relações entre essas variáveis que afetam o 
peneiramento de um dado material, mas aqui só serão avaliadas aquelas que 
afetam de maneira significativa o cálculo do tamanho de peneiras para 
minérios. 
 
 Fator de Finos (F) 
 
O fator de finos depende da quantidade de material, na alimentação, que é 
menor do que a metade do tamanho da abertura no deque. 
Os valores de F para as várias eficiências de peneiramento são apresentados 
na Tabela 11. 
 
É importante lembrar que para um determinado deque, o fator de finos sempre 
será calculado em relação à alimentação desse deque. 
 
Tabela 11 – Fatores de finos e de eficiência de peneiramento. 
Eficiência de Fator 
Mineração – Cominuição e Classificação 89 
 
Peneiramento 
(%) 
Finos (F) Eficiência 
(E) 
0 0,44 - 
10 0,55 - 
20 0,70 - 
30 0,80 - 
40 1,00 - 
50 1,20 - 
60 1,40 - 
70 1,80 2,25 
80 2,20 1,75 
85 2,50 1,50 
90 3,00 1,25 
95 3,75 1,00 
 
EFICIÊNCIA NO PENEIRAMENTO: 
 
A eficiência de peneiramento é expressa como a razão entre a quantidade real 
de minério que passa na abertura da tela da peneira e a quantidade na 
alimentação que deveria passar ambas obtidas por meio de ensaio em 
laboratório. 
 
No peneiramento industrial, considera-se a eficiência máxima igual a 95%, cujo 
fator de eficiência corresponde a 1,0. 
 
Assim, compreende-se que não há, na prática, peneira com 100% de 
eficiência. 
 
E = P . 100 
a.A 
 
Onde: 
 
E = eficiência; P = passante (t/h); A = alimentação (t/h); 
 
a = percentagem de material menor que a malha da alimentação. 
 
Industrialmente, a eficiência de peneiramento situa-se entre 80 e 90%,atingindo 
em alguns casos 95%. As partículas com diâmetros (d) superiores a uma vez e 
meia a abertura da tela (a) não influenciam no resultado do peneiramento, bem 
Mineração – Cominuição e Classificação 90 
 
como àquelas inferiores à metade (0,5) da abertura da tela. As partículas 
compreendidas entre esta faixa é que constituem a classe crítica de 
peneiramento e influem fortemente na eficiência e na capacidade das peneiras. 
 
Essa classe pode ser dividida em duas: 
 
1) 0,5 a < d < a - que em termos probabilísticos têm menor chance de passar 
que as demais partículas menores que a malha; e 
2) a < d < 1,5 a - que embora não passantes, são as que mais entopem as 
telas das peneiras. 
 Fator de abertura (B) 
Fator que compensa a tendência das partículas ficarem retidas na superfície de 
peneiramento devido ao tipo de abertura da superfície. Estes valores são 
apresentados na Tabela 12. 
 
Tabela 12 – Fatores de Abertura 
Tipos de Abertura Razão (r) 
Comprimento/larguraFator 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 
 
 Fator de Deque (D) 
Esse fator leva em consideração a estratificação que ocorre nos deques 
reduzindo assim a área de peneiramento. 
 
Na Tabela 13 são apresentados os fatores para peneiras de até três deques. 
 
Tabela 13 – Fatores de Deque 
Deque Fator 
1° 1,00 
2° 0,90 
3° 0,80 
 
 Fator de Área (O) 
 
A curva de capacidade básica mostrada na Figura 49 é baseada em aberturas 
quadradas cuja área de superfície aberta é indicada imediatamente abaixo dos 
tamanhos das aberturas. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 91 
 
Quando se tem uma área de superfície aberta diferente daquele padrão 
apresentado no gráfico, deve-se inserir um fator de correção que é obtido pela 
razão da área da superfície aberta usada em relação à padrão. 
 
Como exemplo, se for usado para uma separação em 2,54 cm, um deck, com 
36% de superfície aberta, o fator será 0,62 (36/58) e se ao contrário for usado 
para mesma abertura, um deque com superfície aberta de 72% o fator será 
1,24 (72/58). 
 
 Fator peneiramento via úmida (W) 
 
Este fator é aplicado quando o peneiramento é realizado com auxílio de água, 
na forma pulverizada, sobre o material que está sendo peneirado. A vantagem 
obtida por essa pulverização varia com a abertura da superfície de 
peneiramento e só pode ser alcançada se a quantidade correta de água for 
utilizada. 
 
O volume de água recomendado é de 18,92 a 31,53 m³/s para 0,765 m³ de 
material alimentado. A Tabela 14 apresenta os valores dos fatores de acordo 
com as aberturas. 
 
Tabela 14 – Fatores de Deque 
Abertura Quadrada W 
1/32" ou menor 1,25 
1/16" 3,00 
1/8" a 3/16" 3,50 
5/16" 3,00 
3/8" 2,50 
1/2" 1,75 
3/4" 1,35 
1" 1,25 
+ 2" 1,00 
 
Exemplos 
 
Para ilustrar o procedimento de determinação destes fatores de 
dimensionamento de peneiras, são apresentados os seguintes exemplos. 
 
a) Circuito aberto (Figura 50) 
 
Dados de alimentação: vazão: 300t/h de minério de ferro; densidade aparente: 
2082kg/m3; umidade: 8%; 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 92 
 
Figura 50 – Esquema de um circuito aberto de peneiramento. 
 
 
Tabela 15- Análise granulométrica: 
 
Tamanho(mm) Passante (%) 
38 100 
25 98 
19 92 
12,5 65 
6,3 33 
 
Separação requerida: 12,7 mm, com peneiramento a seco. 
Solução: A = S/ (C. d. F.E.D.B) = 195 / (1,7.1,3.0,86.1.1.1,2)= 85,5ft² = 7,95m² 
 
C = 1,7 t/h x 0,9 m² (Figura 42); 
d = 2082/1602 = 1,30 
F = 0,86 (33%); 
E = 1,00 (95%); 
D = 1,00; 
B = 1,2. 
 
O valor calculado de 7,95 m² representa a área efetiva da peneira. Deve-se 
acrescentar a este valor, um fator de 10% a fim de compensar a perda de área 
devido aos suportes que sustentam a tela à peneira. 
 
Neste caso 7,95 + 0,79 = 8,74 m². 
 
O próximo passo será selecionar uma peneira padrão com uma área de 8,74 
m², mantendo-se uma razão comprimento/largura de 2:1 para que haja um 
peneiramento eficaz. Assim, por tentativa tem-se uma peneira de 1,83 m x 4,87 
m com uma área total de 8,91 m². 
 
Outro ponto importante é a espessura do leito de material que passa no 
Mineração – Cominuição e Classificação 93 
 
deque. Este deve ser controlado para se ter certeza de que está dentro dos 
limites aceitáveis. 
 
 A recomendação para um peneiramento efetivo é a de que o leito no final do 
deque não seja mais do que 4 vezes o tamanho da abertura no deque. Isto 
significa que para uma abertura de 12,7 mm, a espessura do leito não deve ser 
superior a 50,8 mm. 
 
Para determinar a espessura do leito, utiliza-se a Figura 51 que fornece a 
vazão de minério para cada centímetro de altura do leito em função da largura 
da peneira e do peso específico do minério para um ângulo de inclinação de 
18°. 
No caso do exemplo, tem-se que para uma largura de peneira de 1,83 m, a 
quantidade de material para cada centímetro de altura do leito é de 46 t/h. Para 
uma vazão de 105 t/h que atravessa o deque, a espessura do leito é de 22,8 
mm (105/46), valor esse que está abaixo do máximo recomendado que é de 
50,8 mm. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 51- Determina a espessura do leito para uma velocidade de fluxo de 18,29 
m/min. 
Mineração – Cominuição e Classificação 94 
 
 
Para outros ângulos de inclinação da peneira, a vazão de minério (kg/s) para 
cada centímetro de altura de leito é obtida com a multiplicação do valor 
encontrado para a inclinação de 18° (Figura 51) pelo fator mostrado na Tabela 
16. 
 
Tabela 16 – Fatores multiplicativos em função do ângulo de inclinação da peneira. 
 
Ângulo Fator 
18° 1,00 
20° 1,33 
22° 1,67 
25° 2,00 
 
Quando se estiver trabalhando com mais de um deque, será importante 
lembrar que cada deque deve ser tratado individualmente. 
 
b) Circuito fechado: (Figura 52) 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 95 
 
Quando se tem um circuito fechado de classificação, é necessário levar em 
consideração não só as características da alimentação inicial do circuito mas 
também as da carga circulante. 
A carga circulante pode ser determinada de várias maneiras mas o método que 
se segue é direto e lógico. 
 
Cálculo da carga circulante 
Dados de alimentação: 
Vazão: 200 t/h, 
 
Figura 52 – Esquema de um circuito fechado de peneiramento. 
 
 
Tabela 17- análise granulométrica (da alimentação nova): 
 
Tamanho (mm) Passante(%) 
38 100 
25 98 
19 92 
12,5 65 
6,3 33 
 
Solução: 
O primeiro passo é assumir uma eficiência de peneiramento. Uma eficiência 
mais alta implica em uma peneira maior, mas numa carga circulante menor. 
Isso pode ser uma vantagem, pois o custo de um britador é sempre bem 
superior ao de uma peneira, mesmo quando comparados os seus respectivos 
tamanhos. Assim, será assumida uma eficiência de 95%. 
 
Baseado nesta eficiência, a alimentação da peneira deverá conter: 
 
 210,5 t /h (200/0,95) de material abaixo de 12,7 mm para que a vazão de 
passante seja de 200 t/h. 
Da análise granulométrica sabe-se que a alimentação inicial (Al) contém 130 t/h 
Mineração – Cominuição e Classificação 96 
 
(0,65 x 200) de material abaixo de 12,7 mm. Sendo assim, o britador deverá 
produzir então 80,5 t/h. 
 
Se for usado um britador giratório para 12,7 mm que produz 75% de material 
abaixo de 12,7 mm na descarga, então sua alimentação terá que ser de 107,3 
t/h (80,5/0,75) para produzir 80,5 t/h de material menos 12, 7 mm. 
 
Assim, a carga circulante (c.c.) de 107,3 t/h mais a alimentação inicial de 200 
t/h fornece a alimentação total que é então de 307,3 t/h. 
 
Calculada a carga circulante, o próximo passo será selecionar a área da 
peneira a ser usada através do método mencionado anteriormente, tomando 
como base 307,3 t/h de material alimentado e uma análise granulométrica 
obtida pela combinação proporcional da alimentação inicial e da análise da 
descarga do britador. 
 
7.1.4 NOVOS EQUIPAMENTOS 
 
Existem atualmente no mercado alguns novos equipamentos que são utilizados 
para separação por classificação, apresentaremos alguns exemplos, a seguir. 
 
 HydroClean- O Hydro-clean (Figura 53) é um sistema de limpeza e de 
separação que utiliza alta pressão, para partículas que variam de tamanho 
entre 0 a 70 mm, esse equipamento é adequado especialmente, para ser 
utilizado na indústria de areia e cascalho, indústria de pedras naturais e de 
reciclagem, que tenham capacidade de produção entre 50 e 160 
toneladas/hora de material de saída. 
A taxa de alimentação de material neste equipamento é ajustável de acordo 
com o nível de contaminação do material a ser classificado. Um consumo de 
0,12 a 0,2 m3 de água se faz necessário para que possa haver uma “limpeza” 
de uma tonelada de terra ou argila contaminada no processo, com um gasto de 
energia entre 03 a 0,5 kWh. 
Possui estrutura flexível para instalação em qualquer circuito de classificação. 
 
Figura 53- Sistema Hydro-Clean. 
Mineração – Cominuição e Classificação 97 
 
 
 
 Pratos Pelotizadores- Os pratos Pelotizadores (Figura 54) são muito 
utilizados para gerar pellets de minérios nos mais diversos tipos de processo, 
especialmente na pelotização. 
 
O princípio de funcionamento deste equipamento consiste na alimentação 
contínua do material em pó, processando esse material para grânulos de 
tamanho uniforme. 
 
Além de um projeto de design mais robusto, confiável e que exige pouca 
manutenção, o diferencial deste tipo de equipamento é seu sistema de 
inclinação motorizado, que aumenta a performance da pelotização 
possibilitando granulometria e dimensões uniformes e uma melhor qualidade 
no produto final. 
 
Figura 54- Prato pelotizador de laboratório. 
 
 
 
 Log Washer (lavador de cascalho)- O equipamento mostrado na (Figura 
55) é geralmente indicado para processo que envolva materiais que 
apresentem dificuldade de escrubagem (atrição), tais como argilas insolúveis, 
Mineração – Cominuição e Classificação 98 
 
rochas macias e certos tipos de agregados. Este equipamento é indicado para 
ser utilizado em processos que envolvam lavagens sucessivas. Este 
equipamento é indicado principalmente para processos que envolvam minério 
de ferro, cascalho, material reciclado. 
 
Figura 55 – Vista geral do equipamento Log Washer. 
 
 
 
 
 
 Drum Scrubber (Tambor desagregador rotativo) - O equipamento Drum 
Scrubber (Figura 56) é construído em aço inoxidável com estrutura de aço 
fabricados a partir de tambor rotativo com placas IS 2062. Geralmente são 
utilizados no beneficiamento de minério de ferro para remoção de impurezas 
tais como alumina e sílica a partir da superfície do minério. 
 
Figura 56 – Vista geral do equipamento Drum Scrubber. 
 
 
 
Tabela 18 – Especificações principais do equipamento Drum Scrubber. 
Mineração – Cominuição e Classificação 99 
 
 
Especificações Capacidade do equipamento 
100 t/h 250 t/h 
Tamanho do cilindro 2750 mm de 
comprimento x 1750 
mm de diâmetro 
4500 mm de 
comprimento 
x 2150 mm de 
diâmetro 
Movimentação 75 HP no anel 
deslizante de 1500 
RPM 
100 HP no anel 
deslizante 
de 1500 RPM 
RPM do cilindro Padrão 25 RPM 
através da única 
caixa de 
engrenagens do 
estágio da relação 
6.3:1. 
Padrão 25 RPM 
através da única 
caixa de 
engrenagens do 
estágio da relação 
6.3:1. 
Projeto de tanque O cilindro é confeccionado com forros de 
borracha. O cilindro gira em torno de 4 rolos. 
A alimentação do minério é feita através de 
um cone da alimentação com água em uma 
relação de 1:2. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 57 – Exemplo de classificação granulométrica de minério de ferro. 
(Samarco, 2008) 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 100 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Descrição dos produtos classificados granulometricamente: 
 
 Granulado ou Lump: possui maior valor de mercado devido a sua maior 
granulometria. Siderúrgicas podem utilizar o minério granulado de alta 
concentração de ferro diretamente em seus alto-fornos, sem necessidade de 
qualquer outro beneficiamento; 
 Sinter feed: é o produto de minério de ferro mais comercializado 
atualmente. As siderúrgicas necessitam que o sinter feed sofra um processo 
adicional de sinterização, antes que o minério seja fundido em seus alto-fornos; 
 
 Pellet feed: é o produto que tem aumentado sua participação no 
consumo mundial de minério de ferro, sendo o mais fino dos produtos. Há 
necessidade de um processo de pelotização para sua aplicação pela indústria 
siderúrgica. A pelotização transforma o pellet feed em pelotas, ou pellets (como 
são usualmente chamados), que podem substituir o granulado nos alto-fornos 
ou nos reatores de redução direta; 
 
 Pellets: produzidas através do processo de pelotização, que visa o 
aproveitamento da fração ultrafina de minério de ferro, transformando-a em 
aglomerados com granulometria compreendida predominantemente 
entre16mm a 6mm. Após tratamento térmico apropriado essas pelotas 
adquirem características desejáveis ao processo de redução, seja no alto forno 
ou em fornos de redução direta. Apresentam teor de ferro acima de 65%, baixo 
níveis de impurezas (principalmente fósforo e sílica) e propriedades físicas e 
metalúrgicas superiores. 
Em termos técnicos, o peneiramento é compreendido como um processo de 
classificação de partículas por tamanho. Embora fatores como forma e 
densidade das partículas sejam significativos nesse processo, o tamanho da 
partícula ainda é o fator predominante na classificação por tamanho. Em geral, 
o peneiramento, nas operações de laboratório, de material fino, compreende a 
faixa granulométrica desde 37 até 10 ȝm. 
 
As peneiras usadas no peneiramento fino a seco são dimensionadas com base 
em unidade de alimentação por área unitária (t/h/m2), enquanto no processo a 
úmido considera-se t/h/m. 
 
7.1.5 SÉRIES DE PENEIRAS E PADRONIZAÇÃO 
 
Uma sugestão, aceita pelos fabricantes de peneiras, foi dada pelo professor 
alemão R. Von Rittinger, na qual ficou estabelecida que a razão entre as 
Mineração – Cominuição e Classificação 101 
 
aberturas de duas peneiras sucessivas é constante e igual a 2 , enquanto a 
razão entre as áreas é igual a 2. 
 
Para se construir a série Tyler 2 , basta tomar como referência a peneira 
(peneira referência) com abertura de 0,074 mm (200 malhas) e multiplicar esse 
valor por (raiz quadrada de 2) . O produto obtido corresponde à abertura da 
peneira imediatamente superior àquela da peneira referência, isto é, 0,104 mm 
(150 malhas). A operação se repete sucessivamente até completar a série. 
 
De modo análogo, para determinar o valor da abertura da peneira 
imediatamente inferior àquela da peneira referência, divide-se o valor 0,074 
mm (abertura da peneira referência) por (raiz quadrada de 2) e, assim, 
sucessivamente. Os resultados estão listados na Tabela 1, cujos valores, em 
negrito, correspondem à série Tyler (raiz quadrada de 2) . Na série Tyler há 
uma preferência pelo uso da abertura da peneira em malhas. Assim, quando se 
fala em uma peneira de 200 malhas, significa que em uma polegada linear da 
tela há 200 aberturas, e cada abertura corresponde a 74 ȝm. 
 
“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 14peneiras e tem como base uma peneira de 200 malhas por 
polegada linear (200 mesh), feita com fio de arame de 0,053 mm de espessura, 
o que dá uma abertura livre de 0,074 mm. As demais peneiras são: 150, 100, 
65, 48, 35, 28, 20, 14, 10, 8, 6, 4 e 3 mesh . 
 
Mesh é o número de malhas por polegada linear 
 
 
 
 
 
 
Tabela 19 - Série Padrão Tyler. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 102 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Foto 08 – Peneira vibratória com 3 decks. 
Mineração – Cominuição e Classificação 103 
 
 
 
 
Foto 09 – Peneira vibratória de 2 decks. 
 
 
 
 
7.1.6 ANÁLISE GRANULOMÉTRICA 
 
Nos ensaios de análise granulométrica, devem ser considerados o peso 
da amostra utilizada, o tempo e a precisão do ensaio, além da forma como será 
conduzido o ensaio: a seco, a úmido ou a forma combinada úmido/seco. 
 
Na determinação do peso da amostra, deve ser considerado o tipo de amostra, 
o teor do mineral minério, a granulometria do material, entre outros. 
Mineração – Cominuição e Classificação 104 
 
 
Com relação aos minérios com granulometria grossa, isto é, abaixo de 50 mm, 
em muitos casos, são tomadas amostras de 10,0 kg ou mais. Nos casos dos 
minérios finamente moídos, a quantidade de amostra varia no intervalo de 
200 a 600 g. Em todas as situações, o tamanho das amostras depende da 
finalidade da análise granulométrica, isto é, das análises subseqüentes com as 
frações resultantes do ensaio granulométrico, entre outros. 
 
Não se deve utilizar quantidade excessiva da amostra sobre a peneira. Neste 
caso, muitas partículas finas ficarão inclusas nas grossas, sem a chance de se 
exporem à abertura da peneira. Entende-se que a amostra deve ser bastante 
para que cada fração retida seja representativa e sua quantidade seja 
suficiente para as análises subseqüentes. 
 
O uso da metodologia adequada e boa experiência laboratorial tornam-se 
instrumentos indispensáveis a uma análise granulométrica confiável, ou seja, 
com resultados consistentes. 
 
O tempo do ensaio está ligado, entre outros, aos seguintes fatores: natureza e 
granulometria do minério, precisão e finalidade do ensaio. 
 
Minérios com granulometria grossa requerem tempo menor de peneiramento. 
Ao contrário, para aqueles com granulometrias finas, torna-se essencial a 
operação com tempos mais longos, para que todas as partículas tenham a 
chance de se exporem às aberturas de cada peneira. Além disso, para 
melhorar a eficiência do peneiramento, recomenda-se a realização do ensaio a 
úmido. 
 
Antes de iniciar qualquer ensaio de peneiramento, o bom operador confere o 
estado de conservação das peneiras, bem como os demais equipamentos a 
serem usados. Esses devem estar em ótimas condições operacionais para 
não comprometerem os resultados dos ensaios. Logo, ao final de cada ensaio, 
é obrigação do mesmo operador deixar todos os equipamentos em perfeitas 
condições de uso. É preciso lembrar que imputa-se boa parte da qualidade 
dos resultados obtidos nos ensaios às condições operacionais dos 
equipamentos e ao seu estado de conservação, responsabilidade básica dos 
seus usuários. 
 
 Ensaio a Seco 
 
Os ensaios a seco são indicados para minérios com granulometria grossa e 
quantidades mínimas da fração fina. O método para realização dos ensaios 
fundamenta-se também na seleção das peneiras a serem usadas. 
 
As amostras devem ser secas em estufas para evitar o efeito da umidade no 
peneiramento. 
 
Amostras úmidas podem se aglomerar e mascarar os resultados dos ensaios. 
A amostra deve ser adicionada na peneira superior (Figura 58) e então se liga 
o peneirador. Após a operação remove-se toda a coluna de peneira do 
Mineração – Cominuição e Classificação 105 
 
peneirador e coloca-se sobre uma bancada. A duração do ensaio é função da 
natureza do minério e da habilidade do operador. 
 
Remove-se a peneira superior da coluna, isto é, a de malha mais grossa e 
encaixa-se na mesma um fundo cego. Em seguida realiza-se um peneiramento 
manual para remoção da fração fina ainda retida na malha. 
 
Na etapa seguinte, verte-se a fração passante, retida no fundo cego, na 
peneira de abertura imediatamente inferior. 
 
Figura 58- Série de peneira Tyler no peneirador vibratório. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Repete-se a operação, sucessivamente, até a última peneira do teste, isto é, 
aquela de menor abertura. Para finalizar o ensaio, as frações retidas são 
pesadas de forma precisa e servem de base para o cálculo da distribuição 
granulométrica. 
 
Após o ensaio, conduz-se a limpeza das peneiras, removendo-se as sujeiras 
residuais com um pincel especial e, em seguida, são acondicionadas e 
guardadas para os próximos ensaios. Assim, parcialmente, fica assegurada a 
reprodutibilidade dos futuros ensaios. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 59 - Peneira encaixada no fundo cego para peneiramento manual da 
fração final, ainda residual. 
Mineração – Cominuição e Classificação 106 
 
 
 
 
 
 Ensaio a Úmido 
 
Em princípio, a amostra é empolpada, seguida da sua dispersão feita com uma 
percentagem de sólidos na faixa de 40 a 50%. A etapa de dispersão consiste 
em realizar a atrição da polpa em um condicionador de polpa, operando com 
rotação da ordem de 1.200 RPM, com tempo de atrição da ordem de 10 min, 
dependendo do caso. Na maioria dos casos, emprega-se um dispersante com 
o objetivo de assegurar a dispersão das partículas e facilitar o seu 
peneiramento, principalmente, quando o minério contém elevada quantidade de 
argila, por exemplo, caulim. O dispersante mais utilizado é o silicato de sódio 
Na2SiO3 ou hexametasilicato de sódio Na2(Na2SiO3)6. Por essa e outras 
razões, esse método é indicado para os minérios com fração fina, em especial 
os argilosos. 
 
Após a dispersão transfere-se a polpa para uma coluna de peneiras 
previamente selecionada. Procede-se o ensaio, cuja duração está ligada à 
natureza do minério, à quantidade da fração fina, entre outros aspectos. 
 
A boa prática recomenda evitar o uso excessivo de água. O encerramento do 
ensaio deve acontecer quando o operador observar que ocorreram 
simultaneamente as duas condições seguintes: 
 
1) A água coletada na saída está tão limpa quanto a água nova adicionada na 
entrada; 
 
2) Não há mais partícula de minério, na fração passante na peneira de menor 
abertura. 
 
Na etapa seguinte, removem-se todas as frações retidas nas peneiras e, em 
recipientes apropriados, estas são secas em estufa com temperatura não 
superior a 150ºC. Finalmente, é realizada pesagem de cada fração, para o 
cálculo da distribuição granulométrica. 
 
 
 
 
 Ensaio Úmido/Seco 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 107 
 
Em muitos casos, o minério contém uma fração fina, cujas partículas estão 
aglomeradas em decorrência da tensão superficial resultante da umidade ou da 
atração eletrostática. Em outras situações, as partículas finas estão aderidas às 
grossas. Como conseqüência, num peneiramento a seco, essas partículas são 
retidas nas peneiras de aberturas maiores ou obstruem as peneiras com 
aberturas menores, ou seja, peneiras de malhas finas. 
 
Portanto, há necessidade da remoçãodessa fração fina para não mascarar os 
resultados do ensaio. Nesse caso, o peneiramento a seco impede a 
reprodutibilidade dos resultados e compromete, sobremodo, a consistência dos 
mesmos. 
 
A alternativa consiste em combinar os peneiramentos a úmido e a seco, 
utilizando a peneira com abertura de 37 µm. Esse procedimento, com a 
vantagem de ser mais rápido que o úmido, resume-se em cinco etapas: 
dispersão, lavagem, secagem, peneiramento a seco e pesagem das frações. 
 
A dispersão da polpa (primeira etapa) é feita conforme procedimento 
Descrito no peneiramento a úmido. 
 
Na segunda etapa procede-se à lavagem da amostra. Para tal, utiliza-se a 
peneira com abertura de 37 µm, para remover a fração fina. Por ser a tela 
dessa peneira delicada, empregam-se as chamadas peneiras de alívio, quais 
sejam, aquelas cuja função é aliviar o excesso de carga sobre a peneira de 37 
µm. 
 
O número das peneiras de alívio e as aberturas das suas telas dependem do 
tipo de minério, da quantidade da fração grossa contida no mesmo e da 
habilidade do operador. 
 
Na etapa seguinte conduz-se o peneiramento com auxílio de um peneirador 
vibratório, com adição de água. A operação prossegue até que não haja 
partículas de minério no fluxo de água de descarga. 
 
Nesse momento, suspende-se a operação de lavagem e retira-se a fração 
grossa (areia), que será secada em estufa. A fração fina, chamada de lama, é 
filtrada, secada e pesada. Recomenda-se cuidado especial com a adição da 
água de lavagem na entrada, já que, sua adição em excesso, prejudica a 
operacionalidade do ensaio. Para facilitar a operação de filtragem da fração 
fina, aconselha-se o uso de floculante, desde que não haja necessidade do uso 
posterior dessa fração em ensaios que utilizem reagentes tensioativos, por 
exemplo, flotação. 
 
A secagem das frações granulométricas é feita em estufa, cuja temperatura 
não pode exceder 150ºC, evitando-se, de igual maneira, a perda de massa dos 
materiais voláteis porventura existentes. As peneiras não devem ser usadas 
como recipientes de secagem das amostras. Assim, o operador não as 
danifica, assegura a vida útil das mesmas, além de contribuir para a 
reprodutibilidade dos futuros ensaios, imprimindo qualidade e respeito técnico 
ao seu trabalho. 
Mineração – Cominuição e Classificação 108 
 
 
Na última etapa procede-se à análise granulométrica a seco da fração grossa, 
acima de 37 µm, com a composição completa da série de peneiras 
selecionadas para o ensaio, conforme previamente descrito nesta metodologia. 
 
 Distribuição Granulométrica 
 
Após a secagem e pesagem de cada fração granulométrica, realiza-se o 
cálculo da distribuição granulométrica. Inicialmente, prepara-se uma tabela 
para apresentação dos dados obtidos, conforme o modelo da Tabela 4. 
 
O método de preenchimento encontra-se seguir. 
 
A coluna Abertura (ȝm) corresponde às aberturas das peneiras utilizadas no 
ensaio. 
 
A coluna Peso (g) refere-se às massas (g) da fração retida na peneira 
correspondente. Em seguida, somam-se esses valores, registrando o total na 
linha 17 e na coluna Peso (g), no valor de 976,02. 
 
A coluna Percentagem Retida é obtida pela divisão do valor da massa retida 
em cada peneira pelo total da soma das massas, multiplicando-se o quociente 
por 100. O registro é feito na mesma linha, porém na coluna Percentagem 
Retida. No caso, 83,44 ÷ 976,02 = 8,55, que corresponde ao primeiro valor da 
linha 1 e da coluna percentagem retida. 
 
Na coluna Percentagem Acumulada, inicialmente, registra-se o valor da 
primeira linha correspondente à coluna Percentagem Retida, na mesma linha 
da coluna Percentagem Acumulada, isto é, 8,55 + 5,19 = 13,74. Em seguida, 
soma-se esse valor àquele da linha seguinte e coluna anterior. Repete-se a 
operação com esse novo valor até o último valor da coluna Percentagem 
Retida. 
 
Obtém-se a coluna Percentagem Passante subtrai do valor 100 aquele 
registrado na coluna Percentagem Acumulada, isto é, 100 – 8,55 = 91,45. 
 
Registra-se a diferença na linha correspondente da coluna Percentagem 
Passante. Repete-se a operação até o último valor na coluna Percentagem 
Acumulada. 
 
Todo esse procedimento pode ser feito de forma mais prática, com o uso de 
planilhas eletrônicas de cálculo, ou com o uso de calculadoras programáveis. 
Mesmo assim, é indispensável o conhecimento do cálculo de cada coluna 
dessa tabela e não simplesmente proceder às operações mecanizadas por 
meio de calculadoras e/ou aplicativos existentes nos variados tipos de 
computadores pessoais. 
 
Para utilização desses resultados em relatórios, registram-se apenas os 
valores correspondentes às colunas: abertura, percentagens retidas e 
passantes. Também é comum expressar esses valores na forma de gráfico, 
ilustrado na Figura 60, ou, ainda, a forma combinada, tabela e gráfico. Neste 
Mineração – Cominuição e Classificação 109 
 
caso, há também a disponibilidade de programas específicos em computadores 
pessoais. 
A consistência dos resultados deve ser avaliada para verificar, em especial, a 
reprodutibilidade dos ensaios, ainda que realizados em duplicata. 
 
Uma avaliação preliminar do ensaio pode ser feita mediante a diferença entre o 
peso inicial da amostra e o peso final, ou seja, a soma de todas as massas 
retidas nas peneiras. Para ensaios realizados com procedimentos corretos, 
essa diferença não pode ser superior a dois pontos percentuais. Valores 
superiores indicam perdas significativas da amostra durante a realização do 
ensaio. 
 
Neste caso, aconselha-se a repetição do ensaio. Finalmente, deve-se utilizar 
balança de precisão. 
 
Tabela 20 – Distribuição granulométrica típica de uma amostra de caulim, 
onde se utilizou a série de peneiras Tyler 2, ensaio realizado no 
CETEM. 
Linha 
 
Abertura Peso Percentagens 
 (µm) (g) Retida Acumulada Passante 
1 3350 83,44 8,55 8,55 91,45 
2 2623 50,61 5,19 13,74 86,27 
3 1700 50,74 5,2 18,93 81,07 
4 1170 44,07 4,52 23,45 76,55 
5 830 51,26 5,25 28,7 71,3 
6 589 54,95 5,63 34,33 65,67 
7 420 38,27 3,92 38,25 61,75 
8 290 36,51 3,74 41,99 58,01 
9 210 24,78 2,54 44,53 55,47 
10 150 20 2,05 46,58 53,42 
11 100 14,5 1,49 48,07 51,93 
12 74 12,16 1,25 49,31 50,69 
13 53 19,38 1,99 51,3 48,7 
14 45 2,71 0,28 51,58 48,43 
15 37 10,54 1,08 52,66 47,35 
16 -37 462,1 47,35 100 0 
17 Total 976,02 100 - - 
- 37μ material passante na peneira de 37 ȝm. 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 60 – Representação gráfica referente à distribuição granulométrica 
de uma amostra de caulim. 
Mineração – Cominuição e Classificação 110 
 
 
 
 
7.2 CLASSIFICAÇÃO 
 
É o processo de separação que se baseia na velocidade de sedimentação das 
partículas imersas num meio fluido. Um classificador consiste essencialmente 
de uma coluna separadora, na qual o fluido ascende a uma velocidade 
uniforme. A classificação a úmido é aplicada, normalmente, para partículas com 
granulometria muito fina, onde o peneiramento não funciona de uma forma 
eficiente. 
 
Quando as duas forças que atuam na partícula (gravitacional e de resistência 
do fluido) se tornam iguais, a partícula atinge uma velocidade denominada 
terminal e passa a ter uma queda com velocidade constante. 
 
7.2.1 CARACTERÍSTICAS DA CLASSIFICAÇÃO 
 
 Sedimentação em Queda Livre 
A sedimentação em queda livre refere-se ao movimento da partícula imersa em 
um fluido e que tende, sob a ação da gravidade, a percorrer uma distância 
teoricamente infinita. Elaé verificada quando a percentagem de sólidos for 
menor que 15% em peso. 
 
A força de resistência na sedimentação em queda livre é calculada com base 
nas leis de Stokes e Newton, respectivamente para os regimes laminar e 
turbulento. 
 
As forças que atuam sobre a partícula são: a da gravidade (mg), a de 
empuxo (m'g) e a da resistência (R)com uma força resultante (F). 
Mineração – Cominuição e Classificação 111 
 
 
Quando as partículas (esféricas) são pequenas (r < 50 ȝm) o regime é 
considerado laminar e para o caso de partículas grossas (> 5 mm), o regime 
passa a ser turbulento, e a lei de Newton substitui a de Stokes. 
 
Essas leis mostram que a velocidade terminal da partícula, em um dado fluido, 
é função apenas do tamanho e da densidade da partícula, concluindo-se 
portanto que: 
 Se duas partículas têm a mesma densidade, a partícula com maior 
tamanho terá maior velocidade terminal; 
 Se duas partículas têm o mesmo tamanho, a partícula mais densa terá 
 maior velocidade terminal. 
 
A razão de sedimentação livre que é a razão de tamanho de partículas 
necessária para que dois minerais tenham a mesma velocidade terminal de 
sedimentação pode ser calculado por: 
 
 
Da e Db = diâmetros das partículas a e b respectivamente; 
da e db = densidades das partículas a e b respectivamente; 
df = densidade do fluido; 
n = 1 para lei de Newton; 
0,5 para lei de Stokes. 
 
Na faixa granulométrica intermediária (0,05 < r < 5 mm), onde a classificação a 
úmido é normalmente realizada, não há nenhuma lei definida. Uma das 
expressões sugeridas para traduzir a resistência oferecida pelo fluido nesta 
faixa é dada pela combinação das forças de resistência regidas pelas leis de 
Stokes e de Newton, obtida por Oseen que relaciona a velocidade terminal da 
partícula, viscosidade do fluido, raio da esfera e a densidade do fluido. 
 
 Sedimentação em Queda Impedida 
A sedimentação em queda impedida (ou queda retardada) é caracterizada pelo 
movimento de uma partícula em uma polpa. Com o aumento da densidade da 
polpa, o movimento de sedimentação de cada partícula é influenciado pelo 
movimento das demais e pelo deslocamento da água através dos espaços 
entre as partículas, resultando para esta partícula, uma velocidade terminal de 
sedimentação menor do que a de queda livre. 
 
Similarmente à sedimentação em queda livre, pode-se definir uma razão de 
sedimentação em queda impedida que será dada por: 
 
z = Da/Db = ((db-dp) / (da-dp)) 
 
onde: 
Da e Db = diâmetros das partículas a e b respectivamente; 
da e db = densidades das partículas a e b respectivamente; 
Mineração – Cominuição e Classificação 112 
 
condição : (db > da ) 
 
Essa razão de sedimentação é sempre maior do que a em queda livre, e 
quanto mais densa a polpa, maior será a razão do diâmetro de partículas com 
velocidades terminais de sedimentação idênticas. 
 
 
 Aplicações de Sedimentação em Queda Livre e Queda Impedida na 
Classificação 
A comparação entre as quedas livre e impedida pode ser feita de maneira mais 
clara. 
Supondo-se que se tenha cinco pares de partículas esféricas de quartzo 
(dQ = 2,65) e galena (dG = 7,5) de 10, 20, 30, 40 e 50 mm de diâmetro e outros 
cinco pares das mesmas espécies de 0,1; 0,2; 0,3; 0,4 e 0,5 mm de diâmetro 
em queda livre na água e depois em queda impedida em uma suspensão de 
partículas muito finas de quartzo em água com 40% de sólidos e 60% de água 
(em volume) ou seja, com a 
seguinte densidade: 
 
Dp = (2,65 x 0,40) + 1,00 x 0,60) = 1,66 
 
Para que as esferas grossas de quartzo e galena tenham a mesma velocidade 
terminal em quedas livre e retardada, a razão de sedimentação (z) será igual a 
3,94 e 5,90, enquanto que para partículas finas esta razão será de 1,98 e 2,43, 
respectivamente. 
 
Observando a Figura 61, verifica-se que as condições ideais para classificação 
por tamanho em um fluido são estabelecidas no caso de queda livre de 
partículas pequenas (3a coluna). Por outro lado, as melhores condições para a 
classificação ou separação por diferença de densidade são estabelecidas na 
queda retardada de partículas grossas (2ª coluna). Neste último caso, por 
exemplo, se a queda das referidas partículas ocorre num tubo onde se admita 
uma suspensão com densidade de 1,66 e com velocidade ascendente igual 
àquela assinalada na 2ª coluna, ocorrerá uma separação completa entre as 
partículas de quartzo que vão transbordar e as de galena que acabam se 
sedimentando no fundo do aparelho. 
 
Conclui-se com isso que a sedimentação em queda livre é utilizada quando se 
dá ênfase, na classificação, ao efeito do tamanho das partículas, enquanto que 
a em queda impedida será utilizada para aumentar o efeito de densidade sobre 
a separação. 
 
 
 
 
 
 
 
 
Figura 61 – Exemplo de queda livre e queda retardada de esferas grossas e finas de 
quartzo e galena. 
Mineração – Cominuição e Classificação 113 
 
 
 
7.2.2 CLASSIFICADORES 
 
Os classificadores consistem essencialmente de uma coluna de separação, na 
qual o fluido, seja líquido ou gasoso, está ascendendo a uma velocidade 
uniforme (Figura 62). 
 
As partículas introduzidas na coluna de separação sobem ou descem 
dependendo das suas velocidades terminais. Assim, são obtidos dois produtos: 
um overflow consistindo de partículas com velocidade terminal menor que a 
velocidade do fluido e um underflow de partículas com velocidade terminal 
maior do que a velocidade do fluido. 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 114 
 
Figura 62 – Representação esquemática para um classificador.
 
 Classificadores Horizontais: Os classificadores horizontais são 
essencialmente do tipo sedimentação em "queda livre" e têm acentuada 
utilização quando se pretende uma separação apenas por tamanho. Estes 
classificadores são divididos em: cones de sedimentação, classificadores 
mecânicos e classificadores espirais. 
1. Cone de Sedimentação- Este tipo de classificador é o mais simples, 
sendo utilizado praticamente na separação de sólidos e líquidos, ou seja, como 
unidades desaguadoras em operações de pequena escala. É usado também 
na deslamagem de minérios. 
Figura 63 – Representação esquemática de um cone duplo. 
Mineração – Cominuição e Classificação 115 
 
 
2. Classificadores Mecânicos: Os classificadores mecânicos têm seu uso 
difundido em operações de circuito fechado de moagem e na classificação de 
produtos de usinas de lavagem de minérios. A polpa é alimentada dentro de 
uma calha inclinada e sedimenta no tanque. As partículas com altas 
velocidades de queda se dirigem para o fundo do tanque (material grosso 
pesado), enquanto que as partículas mais leves se mantêm na superfície 
sendo escoadas como um overflow. Podem ser do tipo de arraste ou de 
rastelo. 
Uma característica operacional dos classificadores mecânicos é que eles 
permitem obter uma faixa de separação bem definida, desde que alimentados 
com uma polpa diluída, o que acarreta um overflow com baixa percentagem de 
sólidos. Será necessária a introdução de uma etapa de espessamento, antes 
que a concentração se realize. Isso pode vir a constituir uma desvantagem da 
utilização desse tipo de equipamento. 
3. Classificador Espiral: Os classificadores espirais (Figura 64) são os 
mais utilizados em instalações de pequena capacidade, estando o seucampo 
de aplicação restrito a uma faixa granulométrica entre 0,833 a 0,074 mm. 
Figura 64 – Representação esquemática do classificador espiral. 
Mineração – Cominuição e Classificação 116 
 
 
Os classificadores espirais consistem de uma calha, ou de dentro dela 
encontra-se um eixo envolvido por uma ou mais hélices, as quais, girando, 
mantêm a polpa em suspensão. Estas hélices, têm a função de remover o 
material sedimentado do fundo da calha. O conjunto como um todo apresenta 
vários níveis de inclinação, sendo esta uma variável de processo. Apresenta, 
em relação ao classificador de rastelos, a vantagem de remover o material de 
maneira mais eficiente, devido ao declive mais íngreme, evitando assim o 
retorno do material. 
O classificador em espiral é normalmente caracterizado pelo diâmetro da 
espiral. 
A alimentação é feita abaixo do nível de polpa e o material mais pesado afunda 
e é transportado pelas hélices ao longo do declive, sendo finalmente 
descarregado na parte superior através de uma abertura na base da calha, 
acima do nível de água. 
 
O material mais fino transborda pela parte inferior da calha. As condições 
operacionais são definidas pela: 
 Velocidade de revolvimento ou arraste; 
 Altura da calha e inclinação da calha; 
 Diluição da polpa. 
 
Para se obter uma classificação mais fina, a velocidade de revolvimento ou 
arraste deve ser pequena e a inclinação da calha a menor possível, pois com 
isso se obtém um tanque de sedimentação com maior volume, o que permite 
um tempo de sedimentação maior. Para classificação mais grossa, o 
procedimento é oposto ao acima citado. O parâmetro mais importante é a 
diluição da polpa. 
Quando se opera em circuitos fechados com moinhos de bolas, os produtos de 
moagem dificilmente apresentam menos de 65% em peso de sólidos, enquanto 
que os classificadores espirais não operam com mais de 50%. Nesse caso a 
água necessária para diluição da polpa é adicionada no lavador da 
alimentação. O aumento na diluição reduz a densidade do transbordo aumenta 
a sedimentação em "queda livre". 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 117 
 
 Classificadores Verticais 
 
Ao contrário dos horizontais, os classificadores verticais levam em conta o 
efeito da densidade das partículas e são usualmente utilizados em regime de 
sedimentação impedida. Atualmente, há uma substituição significativa desse 
tipo de classificador pelos hidrociclones, na maioria das aplicações. 
 
O princípio de operação do classificador vertical (Figura 65) baseia-se na 
injeção de água à polpa de alimentação, com o fluxo de água em sentido 
oposto ao das partículas sedimentadas. Estes equipamentos consistem 
normalmente de uma série de colunas nas quais partículas em contra-corrente 
com a água sedimentam-se de acordo com suas densidades. A sedimentação 
seletiva ocorre devido a um controle da velocidade das correntes ascendentes 
de água, que decresce da primeira até a última coluna de classificação. As 
partículas mais grossas e mais densas irão se depositar na primeira coluna e 
as finas na última coluna, enquanto as lamas são obtidas por transbordo. 
 
A geometria do equipamento varia sucessivamente, devido não só à 
quantidade de água a ser manipulada incluir a água usada para as 
classificações anteriores, mas também porque é necessário que se reduza a 
velocidade superficial do fluido que transborda entre as colunas. 
 
 
 
 
Figura 65 – Representação esquemática de um classificador vertical. 
 
 Hidrociclones 
Os hidrociclones, como os classificadores mecânicos, têm a sua maior 
aplicação em circuitos fechados de moagem, diferindo desses últimos pela 
maior capacidade. 
O princípio básico de separação empregado nos hidrociclones é a 
sedimentação centrífuga. O desempenho desses é influenciado por suas 
Mineração – Cominuição e Classificação 118 
 
dimensões, pelas variáveis operacionais e pelas propriedades físicas dos 
sólidos e da polpa alimentada. 
Na Figura 66 é apresentado um hidrociclone convencional, o qual 
consiste de uma câmara cilíndrico-cônica com entrada tangencial e duas 
saídas. A polpa é injetada sob pressão no aparelho, através de um duto situado 
na parte superior da câmara cilíndrica e, como resultado de sua entrada 
tangencial, é criado no seu interior um redemoinho. 
As partículas mais grossas e mais densas são arremessadas às paredes 
e descarregadas na abertura inferior, o apex, constituindo o underflow. Já as 
partículas mais finas, menos densas e grande parte da fase líquida são 
dirigidas para o centro do hidrociclone e saem por um cilindro na parte superior 
do aparelho, denominado vortex finder, constituindo o overflow. 
As principais aplicações para os hidrociclones, dentre as quais são: 
 Espessamento - elimina a maior parte da água de uma polpa; 
 Deslamagem - elimina as partículas mais finas. Isto é normalmente 
necessário para os processos de separação magnética a úmido, 
filtração, etc; 
 Classificação - frequentemente utilizado no fechamento de circuito de 
moagem onde o underflow do hidrociclone retorna ao moinho; 
 Classificação seletiva - por meio de uma configuração de hidrociclones 
em série, é possível obter-se um conjunto de produtos com 
granulometria definida; 
 Pré-concentração - utilizando hidrociclones de fundo chato, pode-se 
realizar concentração por gravidade onde os minerais mais densos são 
descartados pelo underflow. 
 
Figura 66 – Representação esquemática de um hidrociclone convencional. 
 
 
As principais vantagens apresentadas pelos hidrociclones são: 
 Capacidade elevada em relação ao seu volume e à área ocupada; 
Mineração – Cominuição e Classificação 119 
 
 Controle operacional relativamente simples; 
 Custo de investimento pequeno; 
 Devido ao seu baixo preço e pequeno espaço ocupado, é possível 
manter unidades de reserva. 
 
No entanto apresentam as seguintes desvantagens: 
 A não possibilidade de realizar ajustes para minimizar os efeitos 
causados pelas oscilações na alimentação; 
 Para se ter um controle efetivo no processo, geralmente são necessárias 
instalações sofisticadas; 
 Se o minério for abrasivo, o custo de manutenção das bombas e dos 
hidrociclones poderá ser relativamente elevado. 
 
Influência da geometria do hidrociclone bem como as condições operacionais 
no desempenho do equipamento. 
 
Na hidrociclonagem ocorre uma classificação de partículas, ou seja, estas 
estão contidas numa polpa, com as quais se obtêm, após a classificação, duas 
classes de partículas, uma contida no underflow e outra no overflow. 
 
Teoricamente essas duas classes de partículas deveriam ser uma fina e outra 
grossa, mas na prática, a fração contida no underflow inclui a maior quantidade 
de partículas grossas, enquanto aquela contida no overflow inclui a maior 
quantidade de partículas finas. É conclusivo que a classificação não é perfeita, 
ou seja, a classificação não ocorre num tamanho bem definido. No caso do 
peneiramento, esse corte é exato, porque a classificação acontece sob um 
determinado tamanho, bem definido pela abertura da peneira. 
 
Parâmetros que influenciam no rendimento da operação: 
  Diâmetro do Hidrociclone- Define a capacidade e o diâmetro de corte 
dos hidrociclones. Aumentando o diâmetro, aumentam a capacidade do 
hidrociclone e o diâmetro de corte. 
  Diâmetro do Vortex finder- A variação de seu diâmetro possibilita regular 
a capacidade e o diâmetro de corte. O diâmetro máximo é limitadopela 
possibilidade do material ir diretamente para o overflow. A altura deve ser 
suficiente para ultrapassar o ponto inferior da abertura de entrada. 
  Área da Abertura de Entrada- Aumentando a área da abertura de 
entrada, aumentam a capacidade do hidrociclone e o diâmetro de corte. 
  Altura da seção cilíndrica- Aumentando a altura, diminui o diâmetro de 
corte. 
  Diâmetro do Ápex- Dependendo do tipo de descarga do ápex, pode-se 
avaliar as condições de operação do hidrociclone. Na Figura 67 são mostrados 
três tipos de descarga. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 120 
 
1. Descarga em cordão: o diâmetro do ápex é insuficiente. Com isso, 
partículas grossas dirigem-se para o overflow. Pode ser usado 
intencionalmente quando se deseja adensar e não classificar; 
2. Descarga em cone: operação normal; 
3. Descarga em pulverizador (spray): o diâmetro do ápex é maior que o 
recomendável. As partículas finas dirigem-se para o underflow. 
 
Figura 67 – Representação esquemática dos tipos de descarga do ápex. 
 
  Ângulo da Parte Cônica- Aumentando o ângulo do cone, aumenta o 
diâmetro de corte. Há um tipo de hidrociclone de fundo chato, cujas paredes 
apresentam inclinações entre 120° e 150°. Devido a esta característica é 
formado um leito com diferentes velocidades angulares que diminuem no 
sentido do topo à base. Estas diferenças de velocidades criam fortes correntes 
de convecção que nas paredes têm o sentido de cima para baixo e no centro, o 
sentido inverso. Nas paredes concentram-se as partículas mais grossas e mais 
densas, por outro lado, as correntes de convecção na base do hidrociclone, 
correntes radiais, levam o material mais grosso para o apex. Isso faz com que 
seja possível efetuar cortes em granulometrias grossas sem a necessidade de 
utilização de percentagem de sólidos elevadas e com maior eficiência do que 
nos hidrociclones convencionais. Permite, também, que se faça uma 
classificação grossa sem que sejam requeridas altas percentagens de sólidos 
no overflow. 
  Pressão- Reservam-se cuidados especiais com o aumento da pressão 
na alimentação do hidrociclone, por razões várias. Na prática, aumenta-se a 
pressão quando a velocidade de rotação (rpm) da bomba é elevada. O 
aumento da pressão provoca um acréscimo na capacidade (kg/h) do 
hidrociclone, que implicará no aumento da velocidade tangencial e, por 
conseqüência, estende o mesmo efeito à velocidade angular. O resultado é um 
campo centrífugo com maior intensidade. Portanto, prover maior valor à 
pressão de alimentação significa oferecer maior chance de decantação 
centrífuga às partículas menores, diminuindo o diâmetro de corte. No entanto, 
operações com demasiado valor da pressão (superiores a 7,0 atm) resultam 
em excessivos custos operacionais e de manutenção da bomba de polpa, o 
que é indesejado. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 121 
 
Entende-se por queda de pressão na hidrociclonagem, a diferença entre as 
pressões de entrada do hidrociclone e àquela medida no overflow. O 
hidrociclone deve sempre descarregar sob pressão atmosférica, isto é, o ideal 
seria que a pressão de entrada fosse igual à queda de pressão. É comum o 
uso de um suspiro, pequeno tubo livre para a atmosfera, localizado na parte 
mais elevada da tubulação do overflow. O operador deve sempre estar atento 
ao suspiro, a fim de evitar a sua obstrução e, em especial, nas operações em 
escala piloto. Desse modo, não há chance de ocorrer o fenômeno da 
sifonagem pelo overflow. 
  Distribuição granulométrica da alimentação - Esta variável determina a 
relação entre as frações retida e passante na malha de classificação, ou seja, 
os sólidos residuais no overflow, que influenciarão no diâmetro de 
classificação. Quanto maior for a quantidade de lamas na alimentação, mais 
viscosa será a polpa e, conseqüentemente, maior será o diâmetro de 
classificação. As medidas das percentagens de sólidos são feitas para os 
fluxos da alimentação, overflow e underflow, com auxílio da balança MARCY. 
Também devem ser determinadas as vazões de polpa dos três fluxos. 
  Percentagem de Sólidos- O aumento dessa variável tende a aumentar o 
diâmetro de corte. Logo, quanto maior o valor desta variável, as partículas mais 
grossas enfrentarão mais obstáculos para atravessar a zona de partículas mais 
finas e decantam na zona de centrifugação. O controle da percentagem de 
sólidos é feito pelo operador, primeiro, medindo o valor dessa variável com 
auxílio de uma balança MARCY, ou com procedimentos operacionais para 
medidas mais confiáveis. Aumentando a percentagem de sólidos na polpa, o 
diâmetro de corte aumenta até um determinado limite e depois, diminui. 
 
O exame da classificação por hidrociclone é feito segundo o conceito de 
percentagem das partículas passantes na abertura de uma determinada malha. 
 
Por convenção, ficou estabelecido que o diâmetro de corte seria P80 ou P50. 
Trata-se de um procedimento útil à análise da eficiência de classificação por 
hidrociclone. 
 
Na operação do hidrociclone há uma regra, quase universal, para utilização do 
P50, como diâmetro de corte na classificação, mais conhecido como d50, isto 
é, o diâmetro ou tamanho de partículas com 50% de probabilidade de ir para o 
underflow ou overflow, durante a classificação. 
 
A determinação desse valor dá-se por meio da análise granulométrica, em 
laboratório, de amostras dos fluxos da alimentação e underflow. Os resultados 
das análises granulométricas são plotados em um gráfico, em que, no eixo das 
abscissas estão os tamanhos das partículas em ȝm e, no eixo das ordenadas, 
estão os valores da recuperação no underflow. A curva obtida é chamada de 
curva de partição, na qual se determina o diâmetro (ȝm) mediano de partição, 
conforme ilustrado na Figura 68. 
 
Figura 68 – Curvas de partição típicas de um hidrociclone com a ilustração dos 
diâmetros medianos de corte. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 122 
 
 
 
Equações são largamente empregadas em modelos de simulação para 
operação e dimensionamento de hidrociclones. 
 
 
 
 
 
 
 
 
a) Determinação do d 50c : 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 123 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 
 Aeroclassificadores 
 
Os aeroclassificadores (Figura 69) são regidos pelos princípios físicos da força 
centrífuga, da força de arraste e da aceleração da gravidade. A combinação 
destas forças resulta num processo de classificação de partículas, de acordo 
com o seu tamanho ou a sua densidade. Para materiais secos com 
granulometria abaixo de 100 ȝm, a classificação a ar fornece os meios mais 
Mineração – Cominuição e Classificação 124 
 
eficazes na classificação dos finos contidos na alimentação e obtenção de um 
produto final com menor quantidade de partículas grossas. O equipamento é 
indicado para operação em circuito de moagem, no qual possui um 
desempenho ótimo na remoção da fração fina. 
 
Figura 69 – Classificador gravitacional inercial. 
 
ALIMENTAÇÃO 
 
 
 
 
 
AR DE EXAUSTÃO 
COM FINOS 
 
MATERIAL GROSSO 
 
 
 
 
Os Aero Classificadores combinam forças gravitacionais, inerciais, centrífugas 
e aerodinâmicas para classificar eficientemente os materiais nos pontos de 
corte variando de 50 a 200 mesh (300-75 mícrons). O material de alimentação 
e o ar primário entram pelo topo da unidade e percorrem até a parte inferiordo 
equipamento. 
 
O ar sofre uma mudança de direção de 120°. Este ar, em seguida, sai pelas 
aletas arrastando com ele as partículas finas. As partículas grossas, que são 
pesadas demais para cruzar a aleta, descem até a parte inferior da câmara 
onde atravessam o fluxo de ar secundário antes de serem descarregadas 
Mineração – Cominuição e Classificação 125 
 
através de uma válvula. O ar secundário, entrando abaixo das aletas, atravessa 
a cortina de partículas em queda. Aquelas partículas, que estão perto do ponto 
de corte em tamanho, são desviadas pelo fluxo de ar secundário para dentro 
de uma ‘corrente de redemoinho’ dentro da câmara que tem forma de coração. 
Alguns finos são capturados à medida que entram na unidade enquanto outros 
são retirados do redemoinho. Estes são carregados pelo ar de exaustão para 
um filtro de tecido para a recuperação final. (Catálogo/ Metso) 
 
Cunha et al., (2004) enfatizam as vantagens do uso do aeroclassificador, que 
alcançou rendimento de até 80% para adequar areia artificial, obtida com base 
em pó de brita oriundo de britadores giratórios e cônicos de pedreiras. A areia 
foi classificada no aeroclassificador para remover a fração fina e adequar o 
produto ao uso na construção civil (norma NBR 7211). O trabalho menciona a 
pouca importância, no caso, da taxa de alimentação e ressalta a importância da 
posição dos elementos de rejeição (lâminas) e da umidade da amostra que, 
para este material, não pode exceder 0,5% sem que os resultados fiquem 
sobremaneira prejudicados. Na Figura 70a e 70b encontram-se ilustrados os 
produtos obtidos com base em pó de brita produzido em unidade industrial 
produtora de brita para construção civil, após a classificação no 
aeroclassificador Sturtevant. 
 
Figura 70a – Classificação dos produtos do britador VSI em aeroclassificador. 
 
 
 
 
Outros usos da aeroclassificação são encontrados nas indústrias de cimento, 
cerâmica, plásticos, produtos químicos e alimentícios, bem como na 
classificação de carvão, diatomita, gesso, cal hidratado, minerais e pós-
metálicos, areia de quartzo, carbonato e bicarbonato de sódio. 
Mineração – Cominuição e Classificação 126 
 
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 alimentador vibratório. Em seguida, são 
direcionados para o interior do equipamento pela ação da gravidade e da força 
centrífuga imprimida pela placa distribuidora rotatória superior. 
 
A força centrífuga faz com que as partículas a serem separadas se afastem do 
centro da placa pelo movimento de rotação. Desta forma, as partículas são 
atiradas para as extremidades da placa rotatória superior, onde são coletadas 
nas abas da mesma e recolhidas na placa inferior logo abaixo. As duas placas 
delimitam a zona de classificação. 
 
A classificação dos materiais tem início na zona de classificação compreendida 
entre as duas placas. À medida que partículas mais pesadas são afastadas 
para a periferia das placas, sua força diminui e elas se depositam, por 
gravidade, na câmara de grossos. 
 
As partículas menores e/ou mais leves retardam seu movimento para a 
periferia da placa e são carreadas pelo fluxo ascendente de ar criado pelo 
ventilador principal até a zona de seleção. 
 
O material da placa inferior é submetido a três tipos de forças: à força 
centrífuga, responsável pela classificação inicial; à força da gravidade, que 
exerce uma força para baixo e à força do ar ascendente, que é controlável e 
tende a elevá-las. A velocidade de alimentação, o volume de ar e a velocidade 
de rotação são fatores importantes nas zonas de classificação e seleção. 
 
As partículas menores e mais leves são facilmente carreadas para cima, em 
direção à zona de classificação, na qual ocorre a classificação final. As 
Mineração – Cominuição e Classificação 127 
 
partículas maiores e mais pesadas ficam mais afastadas do centro, fora da 
ação do fluxo de ar ascendente e se depositam como rejeitos. 
 
O ventilador consiste numa série de lâminas, montadas na placa de distribuição 
superior. Observa-se que, quanto menores as aberturas no ventilador de 
seleção (ou seja, quanto maior número de lâminas), menor será a faixa de 
tamanho obtida no produto final, efeito que é incrementado com o uso de maior 
velocidade de rotação. Ao contrário, a redução do número de lâminas leva à 
obtenção de produto mais grosso. 
 
Válvulas de controle estão localizadas estrategicamente entre o ventilador 
principal e o ventilador de seleção. Estas válvulas podem ser movidas para 
dentro ou para fora, assim, varia-se a abertura de entrada no ventilador 
principal. Quando se move essa válvula para dentro, a abertura diminui a 
capacidade volumétrica do ventilador principal, ao mesmo tempo, melhora a 
eficiência seletiva do ventilador pela formação de uma cobertura sobre as 
lâminas da seleção. 
 
As pás de retorno de ar estão localizadas entre o cone dos grossos e a parte 
interna do aparelho cônico. Estas pás quebram o redemoinho do ar que desce 
para a câmara de finos, permitindo que estes se depositem suavemente no 
cone de finos. Elas estão assim dispostas, de modo a imprimir um movimento 
tangencial ao ar, que entra e volta à zona de classificação. 
 
O ar carregado de finos sai pela descarga dos finos. O ar limpo retorna por 
meio das pás para ajudar na classificação. 
 
O movimento da válvula para dentro, gera-se uma tendência à classificação 
mais fina, movendo-as para fora gera um produto mais grosso. Em termos de 
capacidade, quanto mais abertas estiverem as válvulas, maiores serão as 
vazões. 
 
Número de lâminas de seleção montadas na placa de distribuição 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 totalmente abertas. 
 
 
 
 
 
Figura 71 – Ilustração detalhada do aeroclassificador Sturtevant. 
Mineração – Cominuição e Classificação 128 
 
 
 
 
Shute de entrada 
 
 
 
Saída de finos 
 
 
 
 
8. ENERGIA DE COMINUIÇÃO 
 
Algumas descrições de testes de moagem se fazem necessárias para um 
melhor entendimento. 
 
 Índice de abrasão de Bond (Ai) 
 
Este índice, desenvolvido por Bond na década de 40, quantifica o índice de 
abrasividade de um minério. Pode ser utilizado para calcular o desgaste em 
britadores e consumo de bolas em moinho de bolas. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 129 
 
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. 
 
Estasamostras, entre 19 e 12,5 mm, são colocadas em um recipiente junto 
com uma placa padrão de metal previamente pesada. A placa de metal é então 
rotacionada em contato com a amostra do minério por 15 minutos a 632 rpm 
(Figura 72). Este procedimento é repetido quatro vezes e no final a placa é 
pesada novamente. A perda de massa, em gramas, da placa é o índice de 
abrasão. 
 
Figura 72 – Aparato para realização do teste de abrasão de Bond (Fonte: 
Rolfsson,1983) 
 
 Os valores do índice de abrasão de Bond (Ai’s) variam desde 0,026 g para 
granitos, passando por 0,18 g para quartzo e 0,25 g para magnetita até 0,69 g 
para taconito. Ai’s com valores acima de 1 g já foram registrados na indústria 
de ouro, resultando em duração das partes de desgaste de britadores inferior a 
três semanas. 
 
 Índice de britabilidade de Bond (CWI – kWh/t) 
 
Este índice descreve a “competência” de minérios em frações mais grosseiras. 
É utilizado para cálculos de energia necessária para britagem. São necessários 
para o teste 20 pedaços representativos de minério, passantes em uma malha 
quadrada de 76 mm e retidos em malha quadrada de 50 mm. Estes pedaços 
são então quebrados pelo impacto de dois pêndulos. A energia imprimida é 
aumentada até que ocorra a quebra. A energia necessária (Eb) é relacionada a 
uma constante do equipamento e ao ângulo de queda dos pêndulos através da 
relação: 
Mineração – Cominuição e Classificação 130 
 
 
O índice de britabilidade de Bond é então calculado através da seguinte 
fórmula desenvolvida experimentalmente por Bond: 
 
 
 
CWI em kWh/t. 
Eb = energia necessária para quebrar uma determinada partícula 
K = 164 (constante) 
a = ângulo de queda do pêndulo 
S.G. = densidade relativa da determinada partícula. 
t = espessura média do minério 
 
Valores de britabilidade encontrados variam de 8 kWh/t para laterita, até 46 
kWh/t para rochas frescas. 
 
 Índice de Bond para moagem em moinho de bolas (BWI) 
 
O objetivo deste teste é determinar o “conhecido” Wi (Work Index) que é 
definido como a energia necessária para reduzir um material com tamanho 
infinito até um tamanho de 80% menor que 100 ȝm. 
 
Segundo o JKMRC (1995), as condições para a realização do teste de Bond 
são as seguintes: 
1. Moagem a seco em moinho padrão de 12” x 12” (figura 68), com carga total 
de 285 bolas de ferro e massa de 20.125 g, de acordo com a distribuição da 
tabela 21: 
 
Tabela 21 – Distribuição de bolas para teste de Bond para moagem de bolas. 
 
Diâmetro da bola Nº de bolas 
1,50” 25 
1,25” 39 
1,00” 60 
0,875” 68 
0,75” 93 
 
2. Velocidade de rotação: 70 rpm 
Mineração – Cominuição e Classificação 131 
 
3. Carga circulante: 250% da alimentação nova 
4. Granulometria da alimentação: 100 % < 6 # (ou menor se necessário) 
5. Amostra: Para quatro malhas de teste são normalmente necessários 30 kg 
de amostra quarteada e homogeneizada. A quantidade de amostra depende do 
número de testes a serem realizados. Enquanto Bond recomenda os testes em 
todas as malhas abaixo de 28 #, na prática algumas malhas-teste são 
escolhidas. 
 
O procedimento, segundo Pereira (1989), para a realização dos testes é como 
segue. 
 
Primeiramente deve-se fazer uma análise granulométrica (com alíquota 
suficiente para três análises). A média das análises é tomada como a 
granulometria da alimentação. 
 
Separa-se uma parte da pilha inicial para pequenos ajustes de massa. 
A seguir deve-se tomar da pilha uma amostra de 700 cm³ que corresponderá à 
alimentação inicial. Calcula-se então o IPP (Ideal Potential Product) que 
corresponde à massa dos 700 cm³ dividida por 3,5, ou seja, a “alimentação 
nova” correspondente a uma carga circulante de 250 %. 
 
Moer a alimentação durante 100 revoluções ou, no caso de já existirem testes 
anteriores, durante o número de rotações resultante destes ensaios. 
 
Descarregar o material e peneirar a seco na malha-teste (geralmente 100 ou 
200 mesh). 
 
Pesar a massa retida e a passante. Anotar o peso da massa passante, o peso 
da alimentação nova, que é a alimentação inicial menos a massa retida, e o 
passante líquido (produzido nesta etapa de moagem, passante do 
peneiramento da malha teste menos a massa menor que esta malha contida na 
alimentação do moinho). 
 
Registrar o GBP (Ball Mill Grindability) que é a massa produzida por revolução. 
Esta massa é calculada pela divisão do passante líquido pelo número de 
revoluções. 
 
Colocar no moinho a alimentação nova (retirada da pilha inicial e da pilha de 
ajuste fino) juntamente com o retido. O número de rotações desta etapa é 
geralmente maior e calculado a partir do ciclo anterior para produzir um 
passante na malha-teste igual a 1/3,5 da carga total do moinho. 
 
O ciclo deve ser repetido até que a massa de material menor que a malha-teste 
(obtida com certo número de rotações) se mantenha constante, ou sofra uma 
inversão no seu comportamento com o número de revoluções. Ou seja, a 
alimentação nova torna-se igual ao IPP (Ideal Potential Product). 
 
Repetir então o ciclo mais duas ou três vezes com o mesmo número de 
rotações, tomando os passantes produzidos para posterior quarteamento e 
análise granulométrica. 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 132 
 
A distribuição granulométrica do produto será a média dos três últimos 
passantes. 
 
Calcular o índice de Bond, Wi, de acordo com a seguinte fórmula. 
 
 
 
Pi = abertura da malha-teste (ou do circuito fechado) em ȝm. 
 
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 ȝm. São os tamanhos das malhas que deixam 
passar 80% da alimentação e do produto, respectivamente. 
 
Valores típicos para BWI’s variam desde valores baixos como 5 kWh/t até 
valores mais altos como 25 kWh/t. 
 
Figura 73- Moinho para testes de Bond para moagem de bolas (Fonte: CVRD, 2000). 
 
 
 
 
9. CARGA CIRCULANTE 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 133 
 
Não há uma definição específica para carga circulante, no entanto, podemos 
dizer que a carga circulante de um processo é aquele material que não está 
adequado à seqüência do processamento. Isso pode ser em decorrência da 
imperfeição do sistema de classificação/concentração ou realmente por estar 
fora da especificação aceita pela etapa subseqüente do processo. Esse 
material tem que retornar a etapa anterior do processo até que seja adequado 
à próxima. 
 
No beneficiamento de minérios, a maioria dos circuitos de britagem é fechada 
entre britadores e peneiras classificadoras. Quando é dimensionado o circuito, 
determina-se o percentual de carga circulante em cada etapa. O descontrole da 
carga circulante pode provocar um travamento do processo. Para reduzir as 
possibilidades de travamento dos circuitos, os mesmos são, na maioria das 
vezes, dotados de silos, que têm a finalidade de absorver problemas 
passageiros do processo, como: desregulagem de um determinado 
equipamento; variação repentina da dureza ou granulometria da alimentação; 
descontrole da taxa de alimentação. Os silos ainda têm a função de regularizar 
a alimentação subsequente. 
 
A alimentação dos britadores é feita através de alimentadores de correia 
dotados de inversores de freqüência, esses, intertravados à lógicade 
alimentação de cada modelo de britador, ou seja, nesse caso específico, o 
alimentador deve variar a velocidade de acordo com a corrente elétrica dos 
motores dos britadores de rolos; já nos britadores cônicos a velocidade do 
alimentador deve variar a velocidade de acordo com o nível da câmara de 
britagem. Todo esse controle é feito através do CLP (controlador lógico 
programável). 
 
A carga circulante elevada provoca o aumento do consumo de energia, porque 
os equipamentos trabalham com massas elevadas, exigindo mais dos motores; 
reduz da vida útil dos, pois os mesmos podem trabalhar acima da capacidade 
nominal; e, evidentemente, reduz a produção, uma vez que pode haver o 
travamento do circuito pelo enchimento dos silos, por exemplo. A 
disponibilidade física é afetada pelo fato dos equipamentos trabalharem acima 
da capacidade nominal, gerando paradas corretivas mais freqüentes. 
 
EXEMPLO DE BENEFICIAMENTO COM CARGA CIRCULANTE: 
 
 USINA DE BRITAGEM E PENEIRAMENTO DE CALCÁRIO PARA 
AGREGADO. 
 
A instalação de britagem projetada para o beneficiamento do agregado terá 
capacidade de 123,60 t/h ou 49,40 m3 /h. Para esse processo serão 
necessárias as etapas de britagem primária, rebritagem e etapas intermediárias 
de beneficiamento com peneiramento do material. 
 
A britagem primária será realizada em um britador de mandíbulas série C110 
Nordberg da Metso Minerals cuja abertura de alimentação é de 1100 x 850 mm 
que opera com abertura posição fechada de 80 mm ou 3 1/8”. A potência desse 
britador é de 200 hp e seu peso total é de 25.800 kg. 
Mineração – Cominuição e Classificação 134 
 
 
A fim de prever um aumento da quantidade de calcário para agregado lavrado, 
a produção foi maximizada em 10%, isto é, passou a 135,96 t/h. Por isso, a 
distribuição granulométrica do material que sai do britador primário é a 
seguinte: 
 
 
Tabela 22 – Distribuição granulométrica do produto britado – britador de 
mandíbulas C110. 
 
Faixa granulométrica Percentagem Capacidade t/h 
80 mm 48 65,26 
80 mm - 50 mm 18 24,47 
50 mm - 37,5 mm 8 10,88 
37,5 mm - 25 mm 7,5 10,2 
25 mm - 12,5 mm 8,5 11,55 
12,5 mm 10 13,6 
total 100 135,96 
 
A próxima etapa do processo é a retirada de uma fração do material mais fino 
que pode ser classificado diretamente nos três produtos finais. Essa parcela 
correspondente à 35,35 t/h ou 26%. Esse valor corresponde ao corte do 
material em 37,5 mm, sendo que 100,61 t/h de material seguem os outros 
passos de beneficiamento. 
Nesse caso usamos uma peneira série M da Metso/Faço que são peneiras 
desenvolvidas para suportar os pesados serviços de peneiramento 
intermediário. De acordo com o cálculo da área de deck necessária para que a 
peneira tenha capacidade de trabalhar com cerca de 176 t/h de material, a 
opção que melhor se encaixou nessa seleção foi a peneira M30012 com 
dimensões de 3000 mm x 1200 mm, cujo motor trabalha com 12,5 hp. 
 
A peneira M30012 pode trabalhar com produtos de alimentação de até 10 mm 
de diâmetro na tela, sendo que a abertura dessa peneira devido à espessura 
do arame deve ser corrigida, e por isso, o valor prático utilizado é de 44 mm. 
 
O minério proveniente do peneiramento intermediário, isto é, a fração retida, 
alimenta um britador cônico HP200 cuja abertura na posição fechada da 
mandíbula é de 32 mm. O tamanho máximo de alimentação possível para esse 
equipamento é de 300 mm, por isso, pode-se usá-lo para o objetivo proposto. 
 
Abaixo, a distribuição granulométrica do material processado no britador cônico 
HP200. 
Tabela 23 – Distribuição granulométrica do produto britado – britador cônico 
HP200. 
Mineração – Cominuição e Classificação 135 
 
Faixa granulométrica Percentagem Capacidade t/h 
50 mm 2 2,01 
50 mm – 37,5 mm 11 11,07 
37,5 mm - 25 mm 37 37,22 
25 mm – 12,5mm 26 26,16 
12,5 mm 24 24,15 
total 100 100,61 
 
 
 
 
Esse equipamento trabalha com carga circulante de 13% o que corresponde a 
uma fração de 13,08 t/h do material que fica retido no estágio de peneiramento 
secundário. A carga circulante foi estimada através da distribuição 
granulométrica teórica obtida pela curvas experimentais do fabricante do 
equipamento, nesse caso Metso Minerals. 
 
O estágio de peneiramento secundário é constituído de uma peneira vibratória 
com três decks de separação do material, cuja área ativa é de 6,5 m² , largura 
dos decks de 1,5 m e comprimento de 4,3 m. 
 
O modelo que atende os requisitos de processo é a SH 5x14 TD também da 
Metso Minerals, cujas aberturas dos decks correspondem à: 
  Agregado 2: material de granulometria entre 14 mm e 25,4 mm no deck 
superior.  Agregado 1: material de granulometria entre 7 mm e 14 mm no deck 
intermediário.  Agregado 0: material de granulometria menor que 7 mm no deck inferior. 
 
As características da peneira, fornecidas pelo fabricante são, peso total de 
5.590 kg, e a potência do motor de 20 hp podendo trabalhar com uma 
inclinação média de 18°. 
 
Para esse circuito de cominuição e classificação, serão utilizadas cerca de 8 
correias transportadoras de 30” de largura com inclinação de 12° e motores de 
30 hp de potência. 
 
ROM 
 
135,96 t/h 
Mineração – Cominuição e Classificação 136 
 
 
 
 
100,61 t/h 
 
38,1 mm 
 
 
100,61 t/h 
 
25,4 mm 
 
14 mm 
 
7 mm 
 
 
 
Agregado 1 
 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 137 
 
 
Anexo 1 – Tabela de determinação dos valores de Na 
 
Mineração – Cominuição e Classificação 138 
 
BIBLIOGRAFIA: 
 
 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 Minérios – Práticas Laboratoriais, Editores 
João A. Sampaio, Silvia Cristina A. França, Paulo F.A.Braga, CETEM/MCT, 
2007, p. 177-189. 
 DELBONI JR, H. Cominuição. In: Tendências Tecnológicas Brasil 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 Fortaleza / Vanessa Maria Mamede 
Cavalcanti, Ricardo Eudes Ribeiro Parahyba--Fortaleza: DNPM, 2011. 
 Comunicação Técnica elaborada para o Livro Tratamento de Minérios: Práticas 
Laboratoriais Parte II – Classificação Capítulo 7 – pág. 139 
 CHAVES, Arthur Pinto & PERES, Antonio Clarck. Teoria e Prática do 
Tratamento de Minérios: Britagem, Peneiramento e Moagem. vol.3. 2ª ed. São 
Paulo: Signus Editora,2003. 
 Comunicação Técnica elaborada para o XII JIC – Jornada de IniciaçãoCientífica - CETEM, 07 e 08 de Julho de 2004. 
 Comunicação Técnica elaborada para o Livro Tratamento de Minérios: Práticas 
Laboratoriais Parte II – Classificação Capítulo 8 – pág. 157 
 
CITAÇÕES: 
*PITARD, Francis F. Pierry Gy’s Sampling Theory and Sampling Practice. 2nd 
edition.Washington: CRC Press, 1993. 
*Deve-se aqui observar que, na ISO 3082μ2000, a expressão “minérios finos 
concentrados” é usada quando trata da amostragem in situ de situações estacionárias 
para especificar minério ou tamanho de partícula. Na versão brasileira isto é 
esclarecido incluindo-se “(tamanho de partícula < 1mm)” sempre que é feita menção 
ao minério fino concentrado. 
*Projeto 41:000.001.001, Minérios de ferro – Procedimentos de amostragem e 
preparação de amostras. ABNT/CB41 – Comitê Brasileiro de Minérios de Ferro, 2002. 
*SAMPAIO, CARLOS HOFFMANN. Beneficiamento Gravimétrico. Uma introdução aos 
processos de concentração mineral e reciclagem de materiais por densidade. Porto 
Alegre: Editora da UFRGS, 2005. p 29; 
*GY, Pierre M. Sampling of Particulate Materials. 2nd edition. New York: Elsevier, 
1979. p 254; 
Hino do Estado do Ceará
Poesia de Thomaz Lopes
Música de Alberto Nepomuceno
Terra do sol, do amor, terra da luz!
Soa o clarim que tua glória conta!
Terra, o teu nome a fama aos céus remonta
Em clarão que seduz!
Nome que brilha esplêndido luzeiro
Nos fulvos braços de ouro do cruzeiro!
Mudem-se em flor as pedras dos caminhos!
Chuvas de prata rolem das estrelas...
E despertando, deslumbrada, ao vê-las
Ressoa a voz dos ninhos...
Há de florar nas rosas e nos cravos
Rubros o sangue ardente dos escravos.
Seja teu verbo a voz do coração,
Verbo de paz e amor do Sul ao Norte!
Ruja teu peito em luta contra a morte,
Acordando a amplidão.
Peito que deu alívio a quem sofria
E foi o sol iluminando o dia!
Tua jangada afoita enfune o pano!
Vento feliz conduza a vela ousada!
Que importa que no seu barco seja um nada
Na vastidão do oceano,
Se à proa vão heróis e marinheiros
E vão no peito corações guerreiros?
Se, nós te amamos, em aventuras e mágoas!
Porque esse chão que embebe a água dos rios
Há de florar em meses, nos estios
E bosques, pelas águas!
Selvas e rios, serras e florestas
Brotem no solo em rumorosas festas!
Abra-se ao vento o teu pendão natal
Sobre as revoltas águas dos teus mares!
E desfraldado diga aos céus e aos mares
A vitória imortal!
Que foi de sangue, em guerras leais e francas,
E foi na paz da cor das hóstias brancas!
Hino Nacional
Ouviram do Ipiranga as margens plácidas
De um povo heróico o brado retumbante,
E o sol da liberdade, em raios fúlgidos,
Brilhou no céu da pátria nesse instante.
Se o penhor dessa igualdade
Conseguimos conquistar com braço forte,
Em teu seio, ó liberdade,
Desafia o nosso peito a própria morte!
Ó Pátria amada,
Idolatrada,
Salve! Salve!
Brasil, um sonho intenso, um raio vívido
De amor e de esperança à terra desce,
Se em teu formoso céu, risonho e límpido,
A imagem do Cruzeiro resplandece.
Gigante pela própria natureza,
És belo, és forte, impávido colosso,
E o teu futuro espelha essa grandeza.
Terra adorada,
Entre outras mil,
És tu, Brasil,
Ó Pátria amada!
Dos filhos deste solo és mãe gentil,
Pátria amada,Brasil!
Deitado eternamente em berço esplêndido,
Ao som do mar e à luz do céu profundo,
Fulguras, ó Brasil, florão da América,
Iluminado ao sol do Novo Mundo!
Do que a terra, mais garrida,
Teus risonhos, lindos campos têm mais flores;
"Nossos bosques têm mais vida",
"Nossa vida" no teu seio "mais amores."
Ó Pátria amada,
Idolatrada,
Salve! Salve!
Brasil, de amor eterno seja símbolo
O lábaro que ostentas estrelado,
E diga o verde-louro dessa flâmula
- "Paz no futuro e glória no passado."
Mas, se ergues da justiça a clava forte,
Verás que um filho teu não foge à luta,
Nem teme, quem te adora, a própria morte.
Terra adorada,
Entre outras mil,
És tu, Brasil,
Ó Pátria amada!
Dos filhos deste solo és mãe gentil,
Pátria amada, Brasil!