Processo de pelotização.

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Processo de pelotização.

  1. 1. 0    FACULDADE DO CENTRO LESTE-UCL CURSO TECNICO EM METALURGIA LUCIANO DA SILVA INFLUÊNCIA DA UMIDADE NO PROCESSO DE PELOTIZAÇAO                                           SERRA  2008 
  2. 2. 1      LUCIANO DA SILVA                       INFLUÊNCIA DA UMIDADE NO PROCESSO DE PELOTIZAÇAO                   Trabalho interdisciplinar apresentado no  curso técnico em metalurgia da faculdade  do centro leste‐UCL, como requisito  parcial para obtenção do certificado de  técnico em metalurgia.                                      Orientador: Paulo de tarso                           SERRA  2008   
  3. 3. 2    Resumo    Este trabalho apresenta‐se a influencia da umidade no processo de pelotizaçao, dando  destaque  para  o  processo  de  filtragem  e  a  formação  da  polpa  retida,  que  tem  grande  influencia  no  Pelotamento  e  conseqüentemente  no  processo  de  queima.      Realizamos  testes  de  umidade  no  processo  de  filtragem  das  usinas  1  e  2  da  Vale  ,  para  avaliar  a  umidade  da  polpa retida em função da espessura da camada e tempo de secagem controlados através da  rotação do filtro e obtivemos resultados de umidade  muito próximo,sem grandes alterações  na quantidade de água na polpa retida.          
  4. 4. 3    Índice  1.0 Introdução ............................................................................................................................... 5  1.1 Históricos da pelotização ............................................................................................. 5  2.0 INTRODUÇÃO A SIDERURGIA .................................................................................................. 6  2.1 Panorama de produção siderúrgica. ............................................................................. 7  2.2 Sustentabilidades na siderurgia  ................................................................................... 8  . 2.3 Produtos siderúrgicos ................................................................................................ 10  2.4 Classificações dos produtos siderúrgicos .................................................................... 12  2.5 siderúrgicas brasileiras e seus produtos ..................................................................... 15  3‐Área de redução ....................................................................................................................... 16  3.1 ‐ Coqueria .................................................................................................................. 17  3.2‐Sinterização ............................................................................................................... 19  3.2‐alto‐forno .................................................................................................................. 21  3.3 Processos de redução direta  ...................................................................................... 27  . 4‐Processo de pelotizaçao  .......................................................................................................... 28  . 4.1 Preparação da matéria‐prima  .................................................................................... 30  . 4.1.1 Empilhamento/Recuperação ..................................................................................... 30  4.2‐Moagem .................................................................................................................... 31  4.2.1‐Variáveis operacionais ............................................................................................... 34  4.3 Espessamento/homogeneização e adição de carvão .................................................. 42  4.3.1 Espessamento ............................................................................................................ 42  4.3.2 homogeneização ........................................................................................................ 47  4.3.3 Adição de carvão ........................................................................................................ 48  4.4 Filtragem ................................................................................................................... 48  4.4.1 Formação da polpa retida .......................................................................................... 50  4.4.2 Equipamentos e componentes da área de filtragem ................................................. 51  4.4.3 Tipo de aglomerantes  ................................................................................................ 56  . 4.5 Pelotamento .............................................................................................................. 57  4.5.1)  Equipamentos usados para a formação das pelotas cruas ................................. 61  4.5.2)  Variáveis do processo .......................................................................................... 62  4.6‐ Queima ..................................................................................................................... 67  4.6.1 Tratamento térmico das pelotas ................................................................................ 67  4.7 Peneiramento ............................................................................................................ 70  4.8 Umidade no processo de pelotizaçao ......................................................................... 71 
  5. 5. 4    Bibliografia .................................................................................................................................. 75                                                 
  6. 6. 5    1.0 Introdução  1.1 Históricos da pelotizaçao    As  jazidas  de  minério  de  ferro  contem,  naturalmente,  uma  parcela  de  fios  de  tamanho  inferior a 6 mm.  E unanimidade na siderurgia nacional que esta e a dimensão mínima aceitável  em  minérios  granulados  para  a  utilização  em  altos‐fornos.  Além  disso,  durante  a  lavra,  processamento  de  concentração,  classificação,  manuseio  e  transporte  do  minério,  e  gerada  uma quantidade adicional de partículas finas e ultrafinas, cuja aplicação direta nos reatores de  redução  e  impraticável.    A  utilização  do  minério  nesse  estado  tornaria  a  carga  pouco  permeável à passagem dos gases redutores, diminuindo a performance operacional. Por outro  lado, a separação dessa parcela ,considerando‐a como rejeito, teria as seguintes implicações,  dentre outras:  ‐Diminuição do rendimento da lavra;  ‐Aumento dos custos operacionais;  ‐Redução das reservas  ‐Aumento dos rejeitos.  Com o propósito de elevar o índice de recuperação e melhorar a economicidade global do  sistema,  surgiram  os  processos  de  aglomeração.  O  objetivo  era  agregar  em  pedaços  de  tamanho adequado um grande numero de minúsculas partículas de minério, resultando num  produto  com  características  adequadas  para  a  utilização  nos  reatores  de  redução.  Os  meios  empregados  para  promover  a  aglomeração  foram  baseados  em  processamentos  térmicos  a  altas temperaturas. Surgiram, assim, os processos de sinterização, no final do século dezenove  e os de pelotizaçao no inicio do século vinte, em 1911, na Suécia. A sinterização encarregou‐se  de  uma  parcela  dos  finos.  Mostrou‐se  porem,  imprópria  a  absorção  dos  ultrafinos,  com  tamanho  abaixo  de  0,  149  mm  (100mesh).  Para  aproveitá‐los,  foi  então  idealizada  a  pelotizaçao.  Com  esses  dois  processos,  todos  os  finos  gerados  na  mineração  puderam  ser  aglomerados  em  tamanhos  adequados  a  utilização  nos  reatores  de  redução  nas  usinas  siderúrgicas.   A  pelotizaçao  e  um  processo  de  aglomeração  que,  através  de  um  tratamento  térmico,  converte  a  fração  ultrafinas  em  esferas  de  tamanhos  na  faixa  de  8  a  18  mm,  possuindo  características  apropriadas  para  alimentação  nas  unidades  de  redução.  O  seu  grande  desenvolvimento baseou‐se numa serie de fatores, dentre os quais podem ser destacados:  • O  sucesso  alcançado  pelos  americanos  na  concentração  e  pelotizaçao  das  taconitas, minério magnético de baixo teor metálico. 
  7. 7. 6    • S perspectivas de exaustão das reservas de minero de alto teor de ferro.  • A  melhoria  dos  índices  operacionais  dos  altos‐fornos  com  o  emprego  de  aglomerados, substituindo‐se gradativamente os minérios naturais.  • A participação de novos fornecedores de minério no mercado internacional, o que  tornou  a  competição  mais  acirrada  e  exigiu  melhores  índices  de  qualidade  da  matéria‐prima.  • A  possibilidade  de  controlar  mais  estreitamente  as  características  físicas  e  metalurgias das cargas dos reatores de redução, alinhando‐se com a evolução da  técnica de operação dos altos‐fornos, sobretudo no cuidado com a preparação das  matérias‐primas.  • As  previsões  de  consumo  crescente  do  aço  em  todo  o  mundo  criaram  um  novo  alento  no  sentido  de  adotar‐se  e  aprimorar  os  processos  que  permitisse  as  melhores produtividades.  Esses fatores, evidentemente, não atuaram de forma isolada, mas houve influencia  simultânea de vários deles no decorrer das ultimas décadas.  (Vale)  2.0 INTRODUÇÃO A SIDERURGIA     O aço é a liga metálica mais utilizada pelo homem, pois sua grande versatilidade e seu  baixo custo possibilitam a sua utilização em uma ampla gama de aplicações, desde minúsculas  peças  como  engrenagens  de  relógios,  mola  de  expansão  das  veias  cardíacas  ate  grandes  estruturas  como  pontes,  edifícios  e  navios.    A  produção  de  aço  e  uma  atividade  de  grande  potencial d geração de crescimento econômico e social de uma região e de uns pais, seja pela  necessidade de mão‐de‐obra qualificada,pela elevada utilização de matérias‐primas e insumos  (minérios,  refratários,  gases  industriais,  sucatas),  pela  geração  de  varias  indústria  de  fornecimento  de  equipamentos  ou  componentes  (maquinas,  caldeiras,  sensores,  motores)  e  serviços  (manutenção  mecânica,  elétrica,  instrumentação  e  refratários),  alem  de  indústrias  para utilização local dos produtos e co‐produtos siderúrgicos (metalúrgicas para produção de  tubos  ou  estruturas  metálicas  ou  estampadas  pré‐montados,  relaminações,  fabricas  de  cimento, recuperação de escoria e lamas, termoelétricas). (Rizzo, 2005)  No  atual  estagio  de  desenvolvimento  da  sociedade,  e  impossível  imaginar  o  mundo  sem  o  uso  do  aço  e  do  ferro  fundido.  A  produção  do  aço  e  um  forte  indicado  do  estagio  de  desenvolvimento econômico de um pais. Seu consumo cresce proporcionalmente a construção  de  edifícios,  execução  de  obras  publica  instalação  de  meios  de  comunicação  e  produção  de 
  8. 8. 7    equipamentos. Esses materiais já se tornaram corriqueiros no cotidiano, conforme as figuras 1,  2,  3,4.    Mas  fabricá‐los  exige  técnica  que  deve  ser  renovada  de  forma  cíclica,  por  isso  o  investimento  constante  das  siderúrgicas  em  pesquisa.  O  início  e  o  processo  de  aperfeiçoamento  do  uso  do  ferro  representaram  grandes  desafios  e  conquistas  para  a  humanidade. (IBS, 2008                                     Figura 1: Aplicação do aço                                 Figura 2: Aplicação do aço          Fonte: Fonte: http://www.infomet.com.br/8a_etapa. php        Figura 3: Aplicação do aço                            Figura 4: Aplicação do aço           Fonte: Fonte: http://www.infomet.com.br/8a_etapa. Php (IBS, 2008)  2.1 Panorama de produção siderúrgica.              O  Brasil  apresenta  vocação  e  potencial  ainda  não  adequadamente  explorado  para  o  desenvolvimento  na  área  siderúrgica,  pois,  temos  grande  parte  das  matérias‐primas,  parque  tecnológico  competitivo,  e  localização  privilegiada.  A  produção  brasileira  de  aço  bruto  e  a  respectiva proporção em relação à produção mundial evoluíram conforme tabela 1 (na tabela  2 distribuição por estado nos meses de janeiro e fevereiro de 2008), e vem crescendo ano a  ano, ainda e muito tímida quando se considera as nossas reservas de minério de ferro e nosso  potencial mercado consumidor (Rizzo, 2005).  
  9. 9. 8    Tabela 1 Evolução da produção de aço brasileira  Produção (t)  Ano  Brasil/Mundial  Brasileira Mundial (%) 1940  141200  140600000 0,1 1950  768600  191600000  0,4  1960  2219300  346600000  0,6  1970  5390400  595400000  0,9  1980  15337300 715600000 2,1 1990  20567000 770200000 2,7 1995  25076000 749200000 3,3 1999  25000000  786800000  3,2  2001  26716800  850000000  3,1  2002  29603600  902000000  3,3  2003  32035600 968256000 3,3 2004  32900000 1057000000 3,1 Fonte: (Rizzo, 2005)  Tabela 2 Produção brasileira nos meses de Jan/Fev‐2008  Janeiro/fevereiro‐2008 Estado  Aço bruto  (%)  Laminados e semi‐acabados  (%)  para venda Minas gerais  2055,0  36,18 1881,8 35,60  São Paulo  1179,5  20,76 944,0 17,86  Espírito santo  1072,9  18,89 1093,3 20,68  Rio de janeiro  1025,0  18,04 852,7 16,13  Outros  348,2  6,13  514,7  9,74  Total  5680,6  100,00 5286,5 100,00  Fonte: IBS‐instituto brasileiro de siderurgia    2.2 Sustentabilidades na siderurgia  Fonte  geradora  de  riquezas  para  o  país,  a  siderurgia  e  uma  indústria  comprometida  com  as  exigências  da  sociedade  em  questão  relacionadas  com  a  preservação  ambiental  e  a  comunidade.  Esta  constantemente  investindo  em  suas  plantas  para  atender  as  normas  mais 
  10. 10. 9    rígidas  da  legislação,  suprir  o  mercado  interno  com  competência,  manter  forte  posição  exportadora, alem de desenvolver as comunidades locais e contribuir para o fortalecimento da  economia local. A siderurgia brasileira concluiu em2006 um ciclo de investimento, iniciado em  1994,  de  U$$18,9  bilhões  ate  2012,  considerando  apenas  as  usinas  do  parque  existente.  A  capacidade  de  produção  saíra  de  37  milhões  de  toneladas  de  aço  para  52,2  milhões  de  toneladas. Considerando como novos projetos, serão 66 milhões de toneladas de aço.  Estes  investimentos  estão  ligados  de  forma  indissociável  aos  fundamentos  de  responsabilidade social e corporativa, conforme explicitado no relatório de sustentabilidade do  setor.  No  ano  passado,  as  empresas  do  setor  destinaram  R$223,9  milhões  para  projetos  de  ação social, sendo voltados basicamente para a área de meio ambiente (52%) e cultura (22%).  São  principalmente  projetos  desenvolvidos  e  geridos  pelas  próprias  empresas,  em  parceria  com outras instituições. A importância do setor siderúrgico brasileiro se reflete na geração de  postos de trabalho, com empregos de qualidade.  No ano de 2006, o setor comportava 111557  colaboradores.  A taxa de rotatividade entre os colaboradores da siderúrgica brasileira e baixa  (6,1  %  em  2006).  Em  relação  à  permanência  nas  empresas,  45%  do  efetivo  próprio  do  setor  tem  mais  de  11  anos  de  trabalho.  A  maior  parte  deles,  25%  tem  entre  11  e  20  anos  de  empresa. Por quê? As razoes são variadas.   Alem  de  um  pacote  interessante  de  renumeração  e  benefícios,  os  colaboradores  sentem‐se atraídos pelos investimentos em educação, treinamento e desenvolvimento que a  siderurgia  proporciona.  Em  2006,  as  empresas  siderúrgicas  destinaram  R$63,4  milhões  para  programas de treinamento e desenvolvimento profissional de seu pessoal.  O ambiente de trabalho e cercado de cuidados. Aproximadamente 80% das empresas  do setor siderúrgico brasileiro possuem comitês formais de saúde e segurança que auxiliam no  monitoramento  e  aconselhamento  de  programas  de  segurança  ocupacional,  com  representação da administração da companhia e dos trabalhadores. O desenvolvimento de a  siderurgia  estar  e  sempre  será  baseado  nas  melhores  praticas  operacionais  disponíveis,  com  grande  atenção  as  crescentes  exigências  ambientais  e  as  novas  demandas  da  sociedade.  O  compromisso  e  o  crescimento  sustentável.  A  relatoria  de  sustentabilidade  do  setor  pode  ser  acessada  na  integra  em  www.ibs.org.br.  (Oliveira,  2007)  Na  tabela  3  mostra  alguns  investimentos feitos pelo setor na área social.     
  11. 11. 10    Tabela3: Números sociais da siderurgia  Valor  Ação Social  R$223,9 milhões  Para projetos de ação social  52,0%  Dos projetos de ação social são voltados para meio ambiente e  22% para cultura  111557  Colaboradores  59,8%  Do efetivo próprio com idade entre 21 e 40 anos  45,0%  Do efetivo próprio com mais de 11 anos de trabalho  R$9,7 milhões  Investidos em educação para os colaboradores  Investidos em programas de treinamento e desenvolvimento  profissional do efetivo de pessoal  R$63,4 milhões  82,0%  Do efetivo próprio do setor, no mínimo, o ensino médio  Fonte: (Oliveira, 2007)    2.3 Produtos siderúrgicos    Os produtos siderúrgicos podem ser inicialmente classificados em três grandes famílias  em função da composição química:  ‐Ferros‐liga;  ‐Ferros fundidos;  ‐Aços.  a) Ferros ligas: são ligas de ferro com outros metais ou metalóides, exceto o carbono, quase  sempre produzidas em fornos elétricos, que se destinam principalmente a servir a adição em  outros processos siderúrgicos como fundição em aciaria. Entre eles pode‐se citar o ferro‐silicio  (Fe‐Si),  ferro‐  manganês  (Fe‐Mn),  ferro‐molibdenio  (Fe‐Mo),  ferro  cromo  (Fe‐Cr),  ferro‐silico‐ manganes (Fe‐Si‐Mn), ferro‐fosforo (Fe‐P), ferro‐vandio (Fe‐V), ferro‐tungstenio (Fe‐W), ferro‐ titanio (Fe‐Ti).  b) Ferros fundidos: são ligas ferro carbono com teor de carbono variando entre 2,04 e 6,7%.  contendo  pequenas  porcentagens  de  outros  elementos  ,denominados  residuais,como  Mn,Si,P,S.  podem  receber  adições  de  outros  elementos,para  melhorar  suas  propriedades,como Ni,Cr,Mo, produzindo assim os ferros fundidos especiais.  c)  Aços:  constituinte  a  mais  utilizada  família  dos  produtos  siderúrgicos.  Sua  ampla  gama  de  aplicações  e  devida  a  sua  boa  moldabilidade  (quando  no  estado  liquido),  elevada  resistência  mecânica,  homogeneidade,  ductilidade,  maleabilidade,  tenacidade,  usinabilidade, 
  12. 12. 11    soldabilidade,  pela  possibilidade  de  alterar  suas  propriedades  por  tratamentos  térmicos,  mecânicos e químicos, e, principalmente, por seu relativo baixo custo.  A  ABNT‐Associção  brasileira  de  normas  técnicas  define  o  aço  como  ‘’liga  ferrosa  passível  de  deformação  plástica,  em  geral  com  teor  de  carbono  entre  0,  008  e  2,4%%,  podendo  conter  elementos de liga adicionados intencionalmente e elementos residuais; geralmente o carbono  se apresenta na forma combinada (cementita) e/ou dissolvida (Ferri ta)”.    A ABNT ainda subdivide o aço em três grupos:  1°‐Aço‐carbono:  são  aços  que  não  contem  elementos  de  liga  alem  dos  teores  residuais  admissíveis para cada tipo e nos quais os teores de Si e Mn não ultrapassam 0,60% e 1,65%%,  respectivamente. A adição de  elementos com o fim  especifico de melhorar as características  de usinabilidade não descaracteriza o aço carbono.  Divide‐se ainda em:  ‐Baixo carbono: quando %C<030.  ‐Médio carbono: quando 0,30≤%C≤0,50.  ‐Alto carbono: quando %C>0,50.  2°‐Aço de alta resistência e baixa liga (ARBL): aço com teor de carbono ≤0,25%, teor total de  liga  <2,0%  e  limite  de  escoamento  ≥  300  Mpa.  E  também  uma  liga  ferro‐carbono,  mas,  contendo adições moderadas de um ou mais elementos de liga como nióbio, titânio, vanádio.   3°‐Aço  ligado  ou  aço  liga:  aço  que  contem  elementos  de  liga  adicionados  intencionalmente  com  a  finalidade  de  conferir  propriedades  desejadas.  São  ligas  de  Fe  e  C  contendo  outros  elementos, em teores maiores que os residuais do aço‐carbono e que os dos ARBL. São as ligas  ternárias  como  os  aços  ao  níquel  (Fe‐C‐Ni)  ou  multicomponentes  como  as  ligas  a  base  de  cromo‐niquel‐molibdenio  (Fe‐C‐Cr‐Ni‐Mo).  Estes  três  grupos  ainda  são  passiveis  de  outras  classificações  (SAE,  AISI,  ECT).    Para  motivar  a  realização  de  estudo  das  características  dos  principais  aços  produzidos  pelas  indústrias  siderúrgicas,  apresenta‐se  na  tabela  4  os  critérios  de classificação e as respectivas classes dos aços segundo a ABNT na norma NBR 8279 de 1983  (Rizzo, 2005).             
  13. 13. 12    Tabela 4: Critérios de classificação e classes dos aços  Critério  Classes  Aços para construção  Construção mecânica  Estrutural  Característica  predominante  Estampagem  Caldeira e vaso de pressão  Tubulação  Revestido  Construção especial  Composição  Carbono  Ligado  química  Propriedades  Aço comum, aço  Aço de  exigidas na  de qualidade  qualidade e  utilização  especial  aço especial Aços com  Aços  Aços  características  ferramentas inoxidáveis  particulares  Rápido  Martensítico  Elétrico  Trabalho a  Ferritico  Magnético  quente  Trabalho a  Austenítico  Criogênico  frio  Endurecivel  Resistente  Resistente ao  por  ao choque  desgaste  precipitação  Temperável  Ultra‐   a água  resistente                       Carbono ou  Carbono ou  Ligado  ligado  ligado  Especial  Fonte: (Rizzo, 2005)    2.4 Classificações dos produtos siderúrgicos  Foi apresentada anteriormente uma classificação dos processos siderúrgicos, levando‐ se  em  conta  principalmente  a  composição  química  em  três  grandes  famílias;  ferros‐ligas,  ferros‐fundidos  e  aços.  Outra  classificação  de  extrema  importância  para  a  compreensão  do  setor siderúrgico e relativa ao grau de acabamento dos produtos siderúrgicos, após as etapas  de refino e laminação. Segundo este critério, os produtos siderúrgicos podem ser classificados  em acabados ou semi‐acabados.  Os  produtos  siderúrgicos  são  denominados  semi‐acabados,  ou  intermediários,  em  virtude  de  praticamente  não  existir  aplicação  direta  para  os  mesmos,  salvo  para  posterior  processamento por laminação, extrusão, forjamento, etc. que os transformarão em produtos  finais, ou seja, acabados.    AABNT  em  sua  norma  NRB  6215  de  1986  classifica  os  produtos  semi‐acabados  de  conformidades com a área da seção transversal e sua forma:  ‐Bloco:  e  um  produto  semi‐acabado  cuja  seção  transversal  e  superior  a  22.500mm  quadrado e com relação entre altura e espessura igual ou menor que dois; as arestas  são arredondadas. A figura 5 mostra a foto de um bloco. 
  14. 14. 13                                                     Figura5: Foto de um bloco                                                    Fonte: www.infomet.com.br  ‐Tarugo ou palanquilha: e u produto semi‐acabado cuja seção transversal e menor ou  igual a 22.500 mm quadrado e a relação largura e espessura igual ou menor que dois;  as  arestas  arredondadas  as  tolerâncias  dimensionais  menos  restritivas  que  as  das  barras;  ‐Placa: e um produto semi‐acabado com seção transversal retangular, com espessura  maior que 80 mm e relação largura e espessura maior que quatro.  Quanto aos produtos acabados de laminação existe uma subclassificação de extrema  importância  de  acordo  com  o  tipo  de  produto  plano  o  não‐plano.    Entende‐se  por  produto laminado plano ou simplesmente produto plano aquele cuja forma da seção  transversal e retangular, sendo que a largura do produto e varias vezes maiores do que  a sua espessura.  Os produtos acabados planos obtidos por laminação a quente ou a  quente e a frio de placas em cilindros lisos (sem canais) e se subdivide de acordo com  as dimensões em:  ‐Bobina:  produto  laminado  com  largura  mínima  de  500  mm  e  enrolado  na  forma  cilíndrica.  • Bobina  fina  a  frio:  produto  plano  laminado  com  espessura  entre  0,  385  e  3,0mm e com largura superior a 500 mm, enrolado na forma cilíndrica e cuja  espessura final e obtida por laminação a frio.  • Bobina  fina  a  quente:  produto  plano  laminado  com  espessura  entre  1,20  e  5,0mm e com largura superior a 500 mm, enrolado na forma cilíndrica e cuja  espessura final e obtida por laminação a quente. 
  15. 15. 14    • Bobina  grossa:  produto  plano  laminado  com  espessura  superior  a  5,0mm  e  igual  ou  inferior  a  12,7mm,  largura  superior  a  500  mm,  enrolado  na  forma  cilíndrica  e  cuja  espessura  final  e  obtida  por  laminação  e  quente.  A  figura  6  mostra a foto de uma bobina laminada a quente.                                        Figura 6: Bobina laminada a quente                                       Fonte: encarte do curso de engenharia metalúrgica da UVV    ‐chapa: produto plano de espessura mínima de 0,38mm e largura mínima de 500 mm.  • Chapa  fina:  chapa  com  espessura  mínima  entre  0,38mm  e  5,0mm  e  com  largura igual ou superior a 500 mm.  • Chapa fina a frio: chapa com espessura entre 0,38mm e 3,0mm e com largura  superior a 500 mm, fornecido em forma de placa, cuja espessura final e obtida  por laminação a frio.  • Chapa  fina  a  quente:  chapa  com  espessura  entre1,  20  mm  e  5,0mm  e  com  largura  superior  a  500  mm,  fornecido  em  forma  plana,  cuja  espessura  final  e  obtida por laminação a quente.  • Chapa  grossa:  chapa  com  espessura  superior  a  5,0mm  e  largura  superior  a  500m, em forma plana, cuja espessura final e obtida por laminação a quente.  ‐Fita de aço para embalagem: produto plano laminado com espessura igual ou inferior  a  1,27mm  e  com  largura  igual  ou  inferior  a  32  mm  fornecido  na  forma  de  rolo,  utilizando  como  elemento  de  fixação  ou  compactação  no  acondicionamento  e/ou  embalagem.  ‐Folha:  produto  plano  laminado  a  frio  como  espessura  igual  ou  inferior  a  0,38mm  e  como  largura  mínima  de  500  mm  e  fornecido  em  bobinas  ou  em  um  comprimento  definido.  ‐Tira: produto plano relaminado a frio ou produto plano laminado com largura igualou  inferior a 500 mm, fornecido com um comprimento definido. 
  16. 16. 15    ‐Rolo: produto plano relaminado a frio ou produto plano laminado com largura igual  ou inferior a 500 mm, enrolado na forma cilíndrica de tal modo que a largura final do  rolo  seja  igual  à  largura  do  produto  plano  (rolo  simples)  ou  então,  de  modo  que  a  largura final do rolo seja superior a largura do produto plano.  (Rizzo, 2005)  2.5 siderúrgicas brasileiras e seus produtos    Segue abaixo as tabelas com as siderúrgicas brasileira e seus respectivos produtos com  os  produtos  planos  representados  na  tabela  5,  produtos  longos  na  tabela  6  e  trefilados  na  tabela 7.          Tabela5: Produtos planos            Fonte: www.ibs.com.br            
  17. 17. 16    Tabela 6: Produtos longos    Fonte: www.ibs.com.br  Tabela 7: Produtos trefilados    Fonte: www.ibs.com.br  3­Área de redução    Deteremos‐nos  na  análise  dos  principais  parâmetros  do  processo  necessários  para  a  obtenção do ferro primário (ferro‐gusa ou ferro esponja) numa usina siderúrgica.  Em primeiro  lugar devemos considerar que o processo de obtenção de ferro gusa nos alto‐fornos pode ser  realizado empregando‐se  alternativamente o carvão vegetal ou  o carvão mineral (convertido  em  coque),  com  a  dupla  função  de  combustíveis  e  redutores.  Alem  disso  o  processo  de  redução  direta  (DRI)  também  pode  ser  empregado,  fazendo  o  uso  do  gás  natural  ou  carvão  para obtenção do ferro esponja.     Discutiremos em primeiro lugar as rotas tecnológicas para obtenção de ferro‐gusa em  altos‐fornos. Uma consideração importante a respeito dessa rota estar relacionada com o tipo  de combustível/redutor utilizado,ou seja,carvão vegetal ou coque. No caso de uso de fornos a 
  18. 18. 17    carvão  vegetal  como  matéria‐prima,  os  altos‐fornos  podem  ser  de  dois  tipos  básicos:  a)mini  altos‐fornos a  carvão  vegetal  ,utilizados  pelas  usinas  não‐  integradas,;b)altos‐fornos  a  carvão  vegetal  utilizados  em  usinas  integradas,mas  sem  a  coqueria.  Normalmente,  os  alto‐fornos  operando  com  coque  como  principal  combustível/redutor  apresenta  uma  capacidade  de  produção maior.    Para fins de estudo consideraremos que a fase do processo de produção denominada  de redução e compreendida pelos seguintes setores básicos:    ‐pátios de matérias‐prima ou minérios;    ‐coqueria, no caso de uso do carvão mineral;  ‐Processos  de  aglomeração  de  finos  de  minério  e/ou  carvão  (sinterização  ou  pelotizaçao);  ‐fornos de obtenção de ferro primário (alto‐forno, redução direta e fusão redutora)  Na figura 7 segue o fluxo de produção de uma usina siderúrgica integrada.  Figura7: Fluxo de produção de uma usina siderúrgica integrada    Fonte: www.usiminas.com.br  3.1 ­ Coqueria    O  carvão  mineral  costuma  ser  submetido  a  uma  etapa  de  beneficiamento  previa  ao  alto‐forno, a coqueificaçao, cujo fluxograma típico e apresentado na figura 8. 
  19. 19. 18    Figura 8: Fluxo de produção de uma coqueria    Fonte: Introdução aos processos siderúrgicos, Ernandes marcos da Silveira Rizzo    O  coque  metalúrgico  e  empregado  nos  alto‐fornos,  onde  pode  atuar  como  combustível, redutor, fornecedor de carbono ao ferro‐gusa e permeabilizador da carga. O ciclo  operacional da coqueria pode ser resumido nas seguintes fases:  • Preparação da mistura de carvões;  • Enfornamento;  • Aquecimento;  • Desenfornamento;  • Apagamento;  • Preparação do coque;  • Tratamento das matérias voláteis.   A mistura de carvões e feita visando geração de um coque cuja qualidade e controlada por  variáveis  como:  os  teores  de  cinzas,  enxofre,  materiais  voláteis,  carbono  fixo  e  umidade,  resistência a compressão e uma reatividade adequada para a geração de um ferro‐gusa de boa  qualidade, aliada a uma alta produtividade do alto‐forno.  O carregamento do carvão mineral e realizado pela parte superior destas câmaras através  de um carro que se desloca sobre a bateria para seu abastecimento.  Resumindo pode‐se dizer  que,  fundamentalmente,  a  coqueificaçao  consiste  em  submeter  uma  mistura  de  carvões  de  características adequadas a um aquecimento em ausência do ar, evitando a combustão, para  promover  uma  destilação  do  carvão.  Esta  destilação  provoca  a  liberação  de  gases  e  o  aparecimento  de  um  resíduo  solido,  poroso,  infusível,  basicamente  constituído  de  carbono,  que  e  o  coque.  Durante  a  coqueificaçao  a  mistura  de  carvões  e  aquecida  a  1100°C,  numa  câmara  sem  circulação  de  ar,  dotada  de  uma  abertura  superior,  por  onde  saem  matérias 
  20. 20. 19    voláteis, que são recolhidas, pois, são de grande valor por formarem um gás combustível com  alto poder calorífico.  O aquecimento do carvão mineral enfornado e indireto, pois, o calor e gerado nos dutos  de  aquecimento  distribuídos  no  interior  da  câmara.  Assim  o  carvão  carregado  dentro  da  câmara  entra  em  contato  com  as  duas  paredes  aquecidas  e  o  calor  e  transmitido,  por  condução, para o centro da carga. O material solido remanescente na retorta e o coque, que  estar pronto para ser desenfornado.   Para  a  realização  de  Desenfornamento,  as  duas  portas  da  retorta  são  abertas.  Por  uma  delas  e  introduzido  o  êmbolo  empurrador,  que  empurra  o  coque  para  fora  da  câmara  pela  outra porta. O coque incandescente cai dentro de um vagão de transporte.  O coque deve ser apagado imediatamente, para impedir sua queima, o que pode ser feito  a úmido ou a seco. No apagamento a úmido, o vagão carregado e posicionado sob a torre de  apagamento,  onde  o  coque  e  apagado  com  fortes  jatos  de  água.  Neste  processo,  ocorre  um  consumo  de  água  em  torno  de  400  litros  por  tonelada  de  coque  resfriado.  No  processo  de  apagamento  a  seco,  o  coque  incandescente  e  introduzido  em  uma  câmara  de  extinção  e  submetido a uma corrente ascendente de nitrogênio, numa temperatura abaixo de 180°C.   A permeabilidade da carga e de fundamental importância no alto‐forno. Por este motivo,  deve ser realizado um rigoroso controle da granulometria e da resistência mecânica do coque.  Assim para atender as características do alto‐forno, depois de frio, o coque deve ser britado e  peneirado. Esta etapa e denominada de preparação do coque.  Durante  a  carbonização  da  mistura  dos  carvões  nos  fornos  das  baterias,  alem  do  coque  produzido,  há  formação  de  uma  mistura  gasosa  identificada  com  o  gás  de  coqueria  ou  simplesmente  pela  sigla  de  (COG‐coke  oven  gás)  e  outra  mistura  liquida  conhecida  por  condensados  mistos,  sendo  composto,  principalmente  de  água  amoniacal  (98,7%),  alcatrão  (1%)  e  borra  (0,30%).  Aproximadamente  25%  da  mistura  de  carvões  se  transformam  em  matérias voláteis, que, depois de tratadas podem ser usadas na própria usina e na produção  de energia elétrica numa central termoelétrica. O alcatrão pode ser soprado nos altos‐fornos,  na altura das ventaneiras, economizando coque e, também, pode ser vendido para indústrias  do ramo de carboderivados  3.2­Sinterização    A sinterização consiste em misturar e homogeneizar finos de minérios de ferro (sínter  feed), finos de carvão ou coque, finos de fundentes (cal, etc.) e controlar a umidade inicial de  mistura, seguida da combustão do carvão, de modo que a temperatura seja elevada ate a faixa  de 1250°C a 1350°C, condição suficiente para que a umidade evapore e as partículas da carga  se unam por caldeamento, devido à ocorrência de uma fusão parcial do tipo redutor‐oxidante, 
  21. 21. 20    obtendo‐se  um  material  resistente  e  poroso,  com  alguns  centímetros  de  diâmetro  médio  denominado sínter. Na figura 9 apresenta‐se um fluxograma esquemático de um processo de  sinterização.                        Figura 9: Fluxograma esquemático do processo de sinterização                                Fonte: (Rizzo, 2005)    O sínter feed geralmente utilizado e um concentrado de hematita com granulometria  abaixo  de  5  a  8  mm,fornecido  pelas  mineradoras.  Basicamente,  os  minérios  de  ferro,  fundentes,  adições,  material  reciclado  (pó  de  alto‐forno,  lixo  industrial,  carepa),  sínter  de  retorno  e  combustíveis  sólidos  (coque,  carvão  vegetal  ou  antracito),  convenientemente  dosados e devidamente umidificados são misturados em equipamentos do tipo misturadores e  carregados  na  unidade  de  produção  (panela  ou  esteiras  continua).  A  umidade  e  importante  para  controlar  a  permeabilidade  da  camada,  proporcionar  a  mistura  uma  dada  resistência  mecânica e facilitar à micro pelotizaçao.    O calor gerado em um forno sobre o leito promove a queima de combustível presente  na superfície da mistura. O ar aquecido aspirado por um sistema de exaustão passa a queimar  todo  o  combustível  disseminado  na  mistura.  Os  gases  quentes  gerados  promovem  à  vaporização  da  água,  a  decomposição  dos  carbonatos  e  hidratos  (calcário,  dolomita,  etc.),  a  redução parcial do oxido de ferro (minério), provocando também a fusão parcial (superficial)  das  partículas  que  permanecem  ligadas  por  uma  matriz  de  escoria  formada  no  processo.    A  continuidade da sucção do ar permite o resfriamento do bolo (mistura), obtendo‐se, assim, um 
  22. 22. 21    aglomerado de minério de ferro denominado sínter. Após o resfriamento final e a classificação  granulométrica  conveniente,  o  sínter  e  considerado  uma  matéria‐prima  para  o  alto‐forno,  a  figura 8 mostra o aspecto do sínter feed e do sínter. As principais características exigidas par o  sínter são:  • Não conter elementos químicos indesejáveis para o alto‐forno;  • Composição química estável;  • Elevado teor de ferro;  • Baixo volume de escoria;  • Elevada resistência mecânica;  • Granulometria estável;  • Baixa porcentagem de finos;  • Baixa degradação sob redução;  • Possuir alta redutibilidade.           Figura 9: Aspecto do sínter feed e do sínter             Fonte: GAEPP‐Vale  3.2­alto­forno    O alto forno e um reator metalúrgico empregado na produção de ferro gusa, através  da fusão redutora de minérios de ferro em presença de carvão vegetal ou coque e fundentes,  os  quais  são  carregados  pelo  topo  e,  na  descida  são  transformados  pela  ação  dos  gases  ascendentes, provenientes da combustão do carvão com oxigênio soprado pelas ventaneiras,  obtendo‐se escoria e o ferro‐gusa, depositados no cadinho e as poeiras e os gases no topo. No  interior do alto‐forno, estão reagindo sólidos, líquido e gases. A temperatura varia de 150°C no  topo ate 2100°C nas regiões inferiores. De maneira geral e constituído de (figura 10):  ‐Equipamentos de descarga e pesagem de matérias‐primas; 
  23. 23. 22    ‐equipamentos de carga no topo do alto‐forno;  ‐O forno propriamente dito;  ‐Equipamentos para operação de alta pressão;  ‐Os regeneradores de calor.    Figura 10: fluxograma típico de um alto forno    Fonte: (Rizzo, 2005)      A carga sólida do alto‐forno, constituída de combustíveis/redutores (carvão vegetal ou  coque), minério de ferro (granulado e/ou sínter e/ou pelota) e, eventualmente, fundentes, e  peneirada,  pesada  e  armazenada  em  silos.  Nos  forno  moderno  utiliza‐se  tremonha  de  pesagem  em  cada  silo  de  matéria‐prima.  Os  silos  são  dispostos  e  dimensionados  de  acordo  com o planejado para cada carga (carga metálica, coque e fundentes). Utiliza‐se um sistema de  carregamento em lotes, bem definidos normalmente separados em coque e minérios (sínter,  pelotas, minérios). Estes materiais são transportados dos silos, ate o topo do forno através de 
  24. 24. 23    correias transportadoras ou sistemas de carrinhos (vagonetas ou skips) que se deslocam sobre  trilhos  ou  ainda  cestos  com  fundos  moveis  (para  alto‐fornos  pequenos).  A  carga  solida  e  carregada de maneira periódica, sendo realizada a drenagem continua ou periódica de líqüidos  (ferro‐gusa  e  escória)  pela  parte  inferior,  com  a  contínua  injeção  de  ar  quente  e  hidrocarbonetos pelas ventaneiras, alem da remoção de gases e pó pelo topo.    Os equipamentos de carga do topo do forno são empregados para introduzir a matéria  prima  transportada  pela  correia  principal  e  também  evitar  vazamento  de  gás  pelo  topo.  Nos  fornos pequenos convencionais utilizam‐se equipamentos de carga de topo de tipo Mckee (2  cones), permitindo o carregamento em dois estágios e a distribuição circunferência da carga n  goela  do  forno.  Para  operação  com  alta  pressão  o  tipo  três  cones  tem  sido  usado  com  modificações.  Nos  alto‐fornos  mais  recentes  a  utilização  do  topo  tio  Paul  Wurth  tem  prevalecido,  pelo  fato  deste  sistema,  que  utiliza  uma  calha  rotativa  que  pode  ter  ângulo  de  inclinação  variável,  permitir  uma  distribuição  de  carga  muito  mais  flexível  que  os  métodos  anteriores. Na figura 11 são mostrados estes dois sistemas.  Figura 11: representação esquemática do forno dois cones e calha rotativa     Fonte: (Rizzo, 2005)    Uma vez completado o ciclo de carga com o material descarregado de forma uniforme  na  periferia  do  cone  grande,  estando  fechado  o  cone  menor,  e  baixado  o  cone  grande  deixando  escorregar  a  carga  para  o  interior  do  alto‐forno.  A  freqüência  de  carregamento  e  estabelecida de forma que a altura da carga seja mantida aproximadamente constante, o que  pode ser verificado através de sondas. 
  25. 25. 24      Uma preocupação na etapa de carregamento e com a distribuição da carga, tanto de  coque ou carvão vegetal como a de minério de ferro. Ao cais no interior do forno, o material  pode formar “montes” na forma de M, se a distancia da queda for elevada (altura da coluna de  carga menor) ou ao contrario, ”montes” na forma de V. a disposição em forma de M favorece  o excesso de coque junto às paredes e no centro do alto‐forno, enquanto que um arranjo em  forma de V, o minério tende a segregar‐se, ou seja, há uma tendência para a concentração de  finos  de  minério  junto  às  paredes  do  forno,  dificultando  a  passagem  de  gases,  e  uma  região  mais  permeável  no  centro  do  forno.  Esta  ultima  condição,  denominada  de  marcha  central,  favorece o aumento de produtividade, mas provoca um aumento no consumo de combustível  e freqüente formação de cascões. Independente do equipamento utilizado, quando a relação  entre  as  espessuras  das  camadas  de  minério  e  de  coque  (minério/coque)  cresce  provoca  a  redução do fluxo gasosa neste local.    O controle da marcha do forno pode ser feito através da variação da altura de queda  ou  alterando‐se  a  granulometria  dos  materiais  carregados,  de  forma  que  não  exista  sempre  uma predominância de passagem de gases só próximo as paredes ou só pela parte central do  forno. A passagem preferencial pelo centro faz com que, depois de certo tempo, os pequenos  pedaços sejam colados as paredes, reduzindo a seção livre do forno, prejudicando a operação  do mesmo. Por outro lado, a passagem preferencial na região próxima as paredes, provoca um  maior desgaste dos refratários.    Na figura 12 e 13 apresentam‐se as diversas regiões do alto‐forno em função  do seu  perfil.  Na  região  ou  seção  denominada  goela,  e  efetuado  o  carregamento  e  distribuição  da  carga  do  alto‐forno  a  partir  do  equipamento  de  carga  do  topo.  Chapas  de  aço  ou  peças  de  ferro fundido são utilizados como revestimento de desgaste na parede interna da goela para  evitar abrasão no refratário na entrada da carga do alto‐forno. O equipamento de distribuição  da carga pode ser calha rotativa ou uma armadura móvel. O volume interno de um alto‐forno  e definido como sendo o volume compreendido entre o limite superior da goela e o nível do  furo do ferro‐gusa no cadinho.    A  região  da  cuba  e  revestida  por  tijolos  refratários,  cujo  tipo  varia  de  acordo  com  a  temperatura interna do forno. Possui um formato tronco‐cônico e compreende a maior região  volumétrica do forno. 
  26. 26. 25    Figura 12: regiões do alto‐forno                                Figura 13: Comportamento da carga    Fonte: Curso de pelotizaçao Vale/SENAI                  Fonte: Curso de pelotizaçao Vale/SENAI      O ventre possui o maior diâmetro no alto‐forno e estar sujeito a severas condições de  erosão  de  seus  refratários  com  o  pré‐aquecimento,  redução  e  fusão  parcial  da  carga.  Nos  grandes  altos‐fornos,  a  espessura  dos  tijolos  varia  de  800  mm  a  1000  mm.  Para  uma  maior  proteção, são utilizados sistemas de refrigeração, garantindo maior vida útil desta região.    A  rampa  e  um  cone  invertido  ligando  o  ventre  ao  cadinho.  Normalmente,  tijolos  de  carbono são usados no seu revestimento, com espessuras de 500 a 800 mm. Um resfriamento  com  água  e  realizado  externamente  através  de  chuveiros,  camisas  ou  staves.  Devido  a  sua  localização na zona de fusão da carga, o desgaste do refratário e mais severo na rampa.  O  diâmetro  do  cadinho,  juntamente  com  o  volume  interno,  e  usado  para  fornecer  as  dimensões  do  alto‐forno.  A  parede  interna  do  cadinho  e  revestida  de  tijolos  de  carbono.  O  cadinho  pode  apresentar  mais  de  um  furo  para  escoamento  do  ferro‐gusa  liquido.  Os  vazamentos  são  efetuados  de  9  a  15  vezes  por  dia,  buscando  sempre  o  menor  numero  de  vazamentos. As ventaneiras são posicionadas na parte superior do cadinho, todas no mesmo  nível e com a distribuição mais uniforme possível. As ventaneiras, cujo numero pode chegar a  40  é  geralmente  feitas  de  cobre  e  devem  possuir  um  sistema  eficiente  de  refrigeração  com  água. 
  27. 27. 26      Basicamente o alto‐forno tem seu processo baseado na reação de combustão através  da  combinação  do  carbono  com  o  oxigênio  do  ar,  que  e  injetado  pelas  ventaneiras  numa  velocidade que varia de 180 a 280 m/s. assim sendo, pode se imaginar que para aumentar o  rendimento da combustão e reduzir o consumo de combustível, aquecer o ar de combustão e  um1a  boa  medida.  Por  este  motivo,  foram  adotados  os  altos‐fornos  com  regeneradores  de  calor, que permite elevar a temperatura do ar. Os regeneradores são trocadores de calor que  recebem o ar na temperatura ambiente, aquecendo‐a para temperatura de ate 1300°C. O ar  assim aquecido corresponde a cerca de 10% da energia necessária para a obtenção do ferro‐ gusa no alto‐forno. Este ar será enviado ao anel de vento e em seguida para as ventaneiras do  alto‐forno.  O  anel  de  vento  e  uma  construção  tubular  que  envolve  o  alto‐forno  na  altura  da  rampa.     Nos  regeneradores,  o  calor  gerado  na  combustão  dentro  do  forno  e  armazenado,  forçando  a  passagem  dos  gases  que  deixam  o  forno  por  uma  câmara  de  regeneração,  que  consiste numa carcaça de aço com uma estrutura interna formada por tijolos refratários. Alem  da câmara de regeneração também existe uma câmara de combustão que tem como objetivo  permitir a combustão completa dos gases que deixam o forno. O regenerador recebe o ar na  temperatura entre 150 a 200°C, chamado de ar frio, e eleva esta temperatura para a faixa de  1000  a  1300°C,  dependendo  do  projeto  do  regenerador.  Basicamente  existem  dois  tipos  de  regeneradores em função do tipo de câmara de combustão:   a) Câmara de combustão externa (tipo cowper);  b)  Câmara de combustão interna.  O aquecimento do regenerador pode ser feito através da utilização de gases que deixam o  próprio alto‐forno, podendo ser misturado com o gás de coqueria quando este disponível. O  funcionamento dos regeneradores resume‐se em dois estágios:  ‐combustão  ou  aquecimento:  período  onde  os  gases  (COG+BFG)  são  queimados  e  o  calor  e  armazenado na câmara de regeneração e direcionado os gases queimados para a chaminé.  ‐ventilação  ou  sopro:  período  onde  o  ar  de  sopro  e  aquecido  através  de  sua  passagem  na  câmara de regeneração “retirando” o calor armazenado.    A casa de corrida e o local onde se encerra a operação de redução dos óxidos ferrosos,  tendo como resultado o ferro‐gusa e a escoria, que são conduzidos através dos canais situados  no  piso  da  casa  de  corrida  e  separam  se  devido  à  diferença  de  densidade,  indo  o  ferro  gusa  para  o  carro‐torpedo  e  a  escoria  para  o  granulador  de  escoria  ou  para  o  poço  de  escoria  ou  panelas,  conforme  o  lay  out  de  cada  usina.  A  densidade  do  ferro  gusa  e  de  6,8  t/m³  e  a  da  escoria  de  1,5  t/m³.    O  ponto  final  do  trajeto  do  ferro‐gusa  através  dos  canais  da  casa  de  corrida  e  o  CBG  (calha  basculante  de  gusa),  que  despeja  o  ferro  gusa  para  um  nível  inferior, 
  28. 28. 27    onde  se  encontra  estacionado  um  carro‐  torpedo.  Estes  equipamentos  são  recipientes  revestidos  com  tijolos  refratários  em  seu  interior  e  devidos  e  sua  geometria,  tem  reduzida  perda  de  calor  para  o  meio  ambiente,  permitindo  o  armazenamento  de  ferro‐gusa  em  seu  interior por períodos superiores às 30h, podendo armazenar ate 500 t de ferro‐gusa.     O  alto‐forno  funciona  de  forma  continua,  ou  seja,  não  deve  ter  sua  produção  paralisada,  a  não  serem  para  manutenções  programadas  em  equipamentos  considerados  críticos para seu funcionamento seguro.   3.3 Processos de redução direta    Processos  de  redução  direta  são  aqueles  nos  quais  a  redução  do  minério  de  ferro  a  ferro metálico e efetuado sem que ocorra, em nenhuma etapa do processo, a fusão da carga  no  reator.    A  redução  no  estado  solido  do  minério  de  ferro  por  carvão  e  praticada  desde  a  antiguidade, tendo sido o principal processo de obtenção de ferro ate o desenvolvimento dos  altos‐fornos. Assim, o produto metálico e obtido na fase solida, sendo chamado de “  ferro  esponja”. O ferro esponja e um produto metálico com 85 a 95 % de ferro e de 0,1 a 1,0% de C,  podendo chegar a 2,0% de C. tem aspecto esponjoso e obtido no estado solido a temperatura  em  torno  de  1100°C,  apreços  relativamente  reduzidos  se  comparado  a  grandes  siderúrgicas  (Machado).    Na tabela 8 apresentam‐se de forma esquemática as principais tecnologias alternativas  ao  alto‐forno  utilizadas  atualmente  para  a  produção  de  ferro  primário,  no  estado  liquido  (ferro‐gusa) ou solido (ferro esponja), a partir da combinação de uma serie de matérias‐primas  metálicas e de redutores/combustíveis.  Tabela8: Tecnologia para produção de ferro primário     Fonte: (Rizzo, 2005)    Nos processos do tipo redução direta para produção de ferro esponja, podem ser  utilizados o gás natural ou o coque como combustível e redutor. No caso da utilização do gás 
  29. 29. 28    natural, os fornos podem ser do tipo chaminé (cuba ou Shaft), leito fluidizado e retortas  (fornalhas). Nos processos mais difundidos (Midrex, Hyl, Arex), são empregados fornos do tipo  chaminé vertical com bojos intermediários para injeção dos gases redutores e dos carburantes.  O oxido de ferro e normalmente alimentado pelo topo do forno de redução de onde ele flui  em sentido descendente por gravidade (figura 13) e descarregado pelo fundo como ferro  metálico (com resíduos de oxigênio e ganga) no estado solido sob forma de ferro espoja (DRI‐ direct reduced iron ou HBI).  Figura 13: Representação esquemática do processo Midrex  ÓXIDO DE FERRO GÁS DE EXAUSTÃO GÁS NATURAL COMPRESSOR DE GÁS DE PROCESSO LAVADOR DE GÁS DE TOPO GÁS REDUTOR CHAMINÉ EJETORA ZONA DE RESFRIAMENTO SOPRADOR DE AR DE PROCESSO AR DE ALIMENTAÇÃO AR DE COMBUSTÃO RECUPERAÇÃO DE CALOR ZONA DE REDUÇÃO FORNO DE CUBA LAVADOR DE GÁS DE RESFRIAMENTO COMPRESSOR DE GÁS DE RESFRIAMENTO GÁS COMBUSTÍVEL REFORMADOR DRI   Fonte: (Pena, 2008)    A carga primeiramente e aquecida e em seguida o minério de ferro e reduzido a ferro  metálico  na  zona  de  redução  (parte  superior  do  forno)  por  contato  com  os  gases  contendo  hidrogênio,  metano  e  monóxido  de  carbono  aquecido  que  fluem  em  contracorrente  carga  descendente. O ferro esponja pode ser resfriado no interior do forno de cuba (DRI) ou pode  ser  briquetado  a  quente  (HBI)  em  uma  instalação  construída  separadamente  para  este  fim  (Rizzo, 2005).  4­Processo de pelotizaçao    Independente da rota tecnológica adotada, o minério de ferro costuma ser beneficiado  antes de ser utilizados nos auto‐fornos e nos fornos de redução direta. O beneficiamento visa  justamente  otimizar  o  desempenho  operacional  destes  equipamentos,sendo  realizado  pelos  processos alternativos química ao processo posterior de redução. A pelotizaçao e um processo 
  30. 30. 29    que costuma ser realizado por empresas mineradoras, ao passo que a sinterização e efetuado  nas  instalações  da  própria  usina  siderúrgica.  Os  fluxogramas  são  representações  gráficas  de  pelotizaçao  e  sinterização,  que  realizam  a  aglomeração  de  finos  de  minério  de  ferro,  aproveitando  para  adequar  a  composição  que  indicam  de  forma  clara  o  caminho  percorrido  pelas matérias‐primas, suas transformações e os produtos e subprodutos gerados. A figura 13  representa de forma esquemática o processo de pelotizaçao.    Figura 14: fluxograma do processo de pelotizaçao  RECUPERADORA DE FINOS VIRADOR DE VAGÕES PILHA DE MINÉRIOS TANQUE HOMOGENEIZADOR ESPESSADOR MOINHO DE BOLAS HIDROCICLONES FILTROS A VÁCUO REIRCULAÇÃO DE ÁGUA SILO DE AGLOMERANTE POLPA RETIDA PRENSA DE ROLOS SILOS DO PELOTAMENTO DISCOS DE PELOTAMENTO PELOTAS CRUAS MISTURADORES FORNO DE GRELHA MÓVEL PELOTAS PARA CAMADA DE FORRAMENTO PENEIRAMENTO EMPILHADEIRA DE PELOTAS PELOTAS QUEIMADAS EMBARQUE PÁTIO DE PELOTAS QUEIMADAS FINOS DE PENEIRAMENTO   Fonte: (fernandes, 2008)  De forma genérica, o processo de pelotizaçao apresenta três fases distintas:  ‐Preparação da matéria‐prima;  ‐Formação de pelotas cruas;  ‐Processamento térmico. 
  31. 31. 30    4.1 Preparação da matéria­prima    A  preparação  da  matéria‐prima  consiste  em  processar  o  minério  recebido  das  minas  (figura 15), de modo a lhe dar características necessárias para se fazer a pelota crua. Incluem‐ se  nesta  fase  as  seguintes  operações:  recuperação  de  matéria‐prima  do  pátio,  moagem,  espessamento, homogeneização, filtragem (Machado).  Figura 15: Fluxograma típico de tratamento de minério    Fonte: (silva)  4.1.1 Empilhamento/Recuperação    O empilhamento e feito por uma empilhadeira móvel (figura 16), com capacidade de  6.000 t/h, que deposita os diferentes tipos de minério em camadas sucessivas nas proporções  definidas pelo produto final desejado (figura 17) (serafim, 2007).    Objetivo do empilhamento e homogeneização:  • Minimizar flutuação das propriedades das diversas matérias‐primas;  • Parâmetro chave: Sio2, índice de moabilidade; gênese dos minérios;  • Oportunidades de adição de fundentes combustíveis sólidos;  • Pilha típica: 45.000 a 50.000t de minério.   
  32. 32. 31            Figura 16: Empilhadeira móvel             Fonte: (ABM, 2008)    Figura 17: Tipos de empilhamento    Fonte: (fernandes, 2008)  4.2­Moagem  O  processo  de  formação  de  pelotas  em  usinas  de  pelotizaçao,  tanto  no  Pelotamento  tanto  na  queima,  exige  que  as  partículas  de  minério  possuam  granulometria  fina.  Apesar  da  maioria  do  minério  alimentado  as  usinas  possuir  pequenas  dimensões  de  partículas,  grande  parte  das  mesmas  possuem  dimensões  superiores  a  0,044mm  (325  mesh).de  acordo  com  estudos  desenvolvidos  e  comprovações  praticas,para  uma  boa  formação  de  pelotas  e  necessário que pelo menos 90% do material a ser pelotizado possua dimensões individuais de 
  33. 33. 32    partículas  igual  ou  inferior  a  0,044mm  (325  mesh).  Apesar  de  a  faixa  granulométrica  ser  padrão  de  controle,  a  variável  superfície  específica  o  fator  determinante  do  sucesso  na  formação de uma boa pelota, pois de forma indireta e a superfície especifica que determina a  quantidade de micro‐finos ideal para o alcance dos objetivos. Não basta que o material a ser  pelotizado possua granulometria menor que 0,044mm,sendo de suma importância a existência  de  micro‐finos.e  no  processo  de  moagem  do  minério  que  se  obtém  o  alcance  dos  dois  parâmetros físicos ideais (granulometria e superfície especifica).          De  acordo  com  as  características  de  cada  tipo  de  pelota  a  ser  produzida  são  fixados  valores de superfície específica, que de acordo com os padrões atuais variam de 1.830 a 2.100  cm²/g.  A  moagem  é  geralmente  conduzida  em  moinhos  de  bolas  (figura18),  tendo  como  corpos moedores esferas ou “cylpebs” (cones truncados) de aço ou ferro fundido.     Figura 18: Moinho de bolas    Fonte: (Vale)    O circuito pode apresentar diferentes configurações: a úmido ou a seco, aberto ou fechado.   Na moagem a úmido, o minério é alimentado ao moinho na forma de polpa, com teor  de  sólidos  de  60  a  80  %  em  peso,  ou  alimenta‐se  simultaneamente  minério  e  água,  em  proporções ajustadas para resultar neste teor de sólidos no interior do moinho (moinhos CVRD  Tubarão).  
  34. 34. 33            A  moagem  a  seco,  por  sua  vez,  exige  a  prévia  secagem  dos  finos  de  minério,  porém,  dispensam  as  operações  de  espessamento,  homogeneização  e  filtragem,  presentes  na  moagem  a  úmido.  A  moagem  pode  ser  conduzida  em  circuito  aberto,  com  uma  única  passagem do material pelo moinho, ou em circuito fechado, no qual hidrociclones (a úmido)  ou  câmaras  de  poeira  (a  seco)  fazem  a  classificação  do  material  da  descarga  do  moinho.  De  acordo com o princípio da operação em circuito aberto a úmido, todo o material passa apenas  uma  vez  pelo  moinho,  indo  posteriormente  para  a  área  seguinte  do  processo  (tanques  homogeneizadores).           Como  na  operação  em  circuito  aberto  não  existe  carga  de  recirculação,  a  demanda  de  volume  de  polpa  para  a  bomba  na  descarga  do  moinho  é  de  aproximadamente  25  %,  se  comparada com a operação em circuito fechado.      Como a bomba é projetada para trabalhar  normalmente em circuito fechado, sua capacidade de recalque é muito superior ao necessário  para  a  operação  em  circuito  aberto,  vindo  a  causar  abaixamento  de  nível  do  tanque  de  descarga  do  moinho.  Para  contornar  esta  situação,  a  fim  de  evitar  desgastes  acentuados  e  precoces  nos  componentes  da  bomba  e  tubulações,  usa‐se  o  artifício  de  recircular  parte  da  polpa já moída para complementação do nível do tanque.      Esta complementação poderá ser  feita de duas maneiras, como segue:        1ª‐ Via tubulação que interliga o distribuidor de polpa da bateria de hidrociclones ao poço  de descarga do moinho.        2ª ‐ Via tubulação que interliga o distribuidor de polpa da bateria de hidrociclones ao chute  de  alimentação  do  moinho  via  bacia  coletora  do  under  flow.  Neste  caso,  há  uma  segunda  moagem de parte do material já moído, tendo uma contrapartida negativa, que é a redução do  tempo de moagem do minério que está sendo moído pela primeira vez.          Todos  os  moinhos  de  minério  do  complexo  de  Tubarão  são  para  moagem  a  úmido,  operando  preferencialmente  em  circuito  fechado,  podendo  operar  em  circuito  aberto  em  situações emergenciais.        No  circuito  fechado  a  úmido,  é  necessário  adicionar  água  (no  tanque  de  descarga  do  moinho) à polpa que alimenta a bateria de hidrociclones, reduzindo seu percentual de sólidos  para a faixa de 45 ~ 50 %. Esta diluição faz‐se necessária para aumentar a fluidez da mistura e  propiciar  a  classificação  das  partículas  por  tamanho  no  processo  de  ciclonagem,  com  a  utilização  das  forças  centrífuga  e  gravitacional  no  interior  dos  hidrociclones.  Após  a  classificação, o material mais fino é encaminhado para o espessador e o mais grosso retorna  ao moinho para ser remoído. 
  35. 35. 34          O produto da moagem deve ser um material contendo granulometria com cerca de 90 a 95  % abaixo de 0, 044 mm (325 mesh) e superfície específica na faixa de 1.830 a 2.100 cm2/g.        Os  moinhos  utilizados  no  complexo  de  Tubarão  são  cilindros  rotativos  com  dimensões  aproximadas  de  10.000  mm  de  comprimento  por  5.000  mm  de  diâmetro,  com  revestimento  interno  em  borracha,  metal  magnetizado  ou  aço  Ni  hard.  Aproximadamente  36%  do  seu  volume  interno  útil  é  ocupado  por  uma  carga  de  corpos  moedores  (bolas  ou  cylpebs)  que  durante o movimento rotativo do moinho atrita‐se com o minério a ser moído, fragmentando‐ o  até  o  alcance  das  dimensões  desejáveis.  A  moagem  se  dá  predominantemente  por  atrito  (abrasão), tendo, no entanto, parcela de impacto.        A moagem por abrasão ocorre através do atrito entre as partículas de minério e entre estas  e  os  corpos  moedores.  A  moagem  por  atrito  é  a  mais  recomendada  para  moer  grãos  de  pequenas dimensões, e conseqüentemente, gerar micro‐finos.        A  opção  por  uma  das  modalidades  de  moagem  depende  de  estudos  específicos  com  os  materiais  a  serem  processados,  além  de  fatores  de  localização  e  de  ordem  econômica.  Na  maioria dos casos, para um mesmo tipo de minério a ser processado, a quantidade de energia  requerida  é  menor  para  o  circuito  fechado  a  úmido  e  maior  para  o  circuito  aberto  a  seco.  A  proporção  de  valores  de  consumo  energético  para  as  duas  situações  varia  com  o  tipo  de  minério, de modo que nenhuma regra geral pode ser postulada. Em relação ao investimento  requerido, o circuito aberto a úmido é o mais barato, enquanto que o circuito fechado a seco  exige o maior desembolso de capital.   4.2.1­Variáveis operacionais  a)Umidade:  Percentual  de  água  (em  peso)  contido  em  um  determinado  material  ou  mistura de materiais. Unidade = %. A medição é feita em laboratório.  b)Densidade: Densidade de um determinado material ou mistura de materiais vem a  ser a relação existente entre sua massa e o volume ocupado pelo mesmo (figura 19). Poderá  ser medida por densímetro, de forma automática, com emissão de sinal um line para a sala de  controle,  ou  manualmente,  pelo  operador  da  área,  com  a  utilização  de  um  dinamômetro  (balança  de  densidade  com  funcionamento  mecânico),  ou  balança  eletrônica  estacionária.  Unidade = g/cm³ ou kg/l.                                             Figura 19: Densidade de um corpo                                             Fonte: (ferraro, 1993)   
  36. 36. 35    c)Granulometria: Vem a ser a medição do tamanho das partículas de um determinado  material a granel. Para realização dos testes são utilizadas peneiras, em laboratório.  d)Superfície  especifica:  Define‐se  superfície  específica  de  um  corpo,  como  sendo  a  relação  entre  a  somatória  das  áreas  externas  do  corpo  e  sua  massa.  Unidade  =  cm²/g.  A  superfície específica é medida em laboratório, com o auxílio de um permeâmetro.  Em termos  práticos,  pode‐se  afirmar  que  a  somatória  das  áreas  externas  de  um  corpo  aumenta,  à  proporção que este é fragmentado. Ou seja: quanto maior for o grau de moagem / prensagem  sofrido pelo material, mais alta será a sua superfície específica.  4.2.2 Bateria de hidrociclones    Para  cada  projeto  de  bateria  de  hidrociclones  (figura  20)  existe  uma  gama  de  variáveis que deve ser levada em consideração.                   Figura 20; Bateria de hidrociclones                    Fonte: (Vale)   O  alcance  dos  resultados  poderá  ser  conseguido  variando  a  quantidade  de  hidrociclones  por  bateria,  diâmetros  de  APEX  /  VORTEX,  diâmetro  e  comprimento  da  seção  cilíndrica de cada hidrociclone, ângulo da seção cônica, etc. Cada fabricante desenvolve suas  baterias  com  características  próprias.  Daí,  as  diferenças  entre  as  baterias  de  uma  usina  para  outra, em alguns casos, Figura 21.   Na operação em circuito fechado, a bateria de hidrociclones recebe a polpa diluída da  bomba M7, classifica, liberando o material bem moído para o espessador (via vortex) e o mal  moído  de  retorno  ao  moinho  (via  apex),  para  novo  processo  de  moagem.  Ambos  os  fluxos  chegam aos seus destinos por gravidade. 
  37. 37. 36      A  combinação  das  f forças  centrí ífuga  e  gravitacional,  ali iadas  a  uma pressão  ide de  a  eal  alime entação da p polpa, fazem com que haja o ciclonam mento, tendo o como resu ultado a sepa aração  do material por ta amanho das partículas.                      Figura 21: Componentes de um hidrociclone  c                    Fonte: (Vale e)  Legenda:  A - Bocal de entrada d alimentação tangencial de a B - Seção cilíndrica na entrada C - Seção cônica inferior D - Apex E - Vortex F - Coletor de descarg ga G - De escarga do Over rflow   escarga da po olpa através s do APEX te em a forma d de um leque e. Este     Normalmente, a de leque e possui um núcleo oco q que permite um fluxo asc cendente e c constante de e ar em direç ção ao  VORT TEX. O fluxo de ar é provocado por um m redemoinho da polpa no interior d do hidrociclo one.        A  redução  de diâmetro  do  apex  provoca  eleva e  ação  da  den nsidade  da  p polpa  do  re etorno  (recir rculação),  m melhorando  a  classificaç ção.  Esta  redução  do  d diâmetro  deve  ser  feita com  a  critér rio, para que e não ocorra alteração no o formato do o leque na sa aída do apex x. Caso ocorra esta  altera ação,  o  flux de  ar  no sentido  a xo  o  ascendente  será  reduzido,  podend ser  elimi do  inado, 
  38. 38. 37    prejudicando  drasticamente  a  classificação  da  polpa  ciclonada.  Desgastes  de  5  mm  no  diâmetro  do  apex  e  10  mm  no  diâmetro  do  vortex  são  normalmente  motivos  para  substituição.  Porém,  os  resultados  de  granulometria  deverão  ser  levados  em  consideração  para a tomada de decisão de substituí‐los ou não.    As medições dos apex são feitas utilizando‐ se um compasso interno e escala métrica ou paquímetro, sem a necessidade de desmontagem  dos  hidrociclones.    As  medições  dos  vortex  são  feitas  utilizando‐se  um  compasso  interno  e  escala métrica ou paquímetro, com a retirada das tampas superiores dos hidrociclones. Caso o  material  usado  na  fabricação  dos  vortex  não  seja  metálico,  ou  seja:  refrax,  carboflax,  etc.,  durante a  montagem, existem grande  risco de quebra das abas laterais. Os  pontos onde  são  medidos os diâmetros dos apex's e vortex's estão frisados na figura 20.  4.2.3 Carga de recirculação    A  quantidade  de  material  que  sai  da  bateria  de  hidrociclones  para  o  espessador  é  sempre equivalente à taxa de alimentação do moinho via correia transportadora, desprezando  as  perdas.  Isto  ocorre  pelo  fato  da  carga  de  recirculação  ser  constante,  no  tocante  à  quantidade de material.   As variáveis controláveis são:  • Taxa horária de alimentação do moinho.  • Densidade da polpa de descarga do moinho.  • Densidade do overflow dos hidrociclones.  • Densidade do underflow dos hidrociclones.        Carga de recirculação é a relação entre a quantidade de sólidos que retorna e a produção  alimentada ao moinho.  Exemplo:  Retorno ‐ 750 t/h  Produção ‐ 250 t/h                                            750. 100  Carga de recirculação =   ‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐  = 300%                                               250        A carga de recirculação influencia diretamente no rendimento da moagem. Se for  aumentada, aumenta‐se a remoagem, ou seja: apenas as partículas mais finas irão para o  espessador.  Ela proporciona a moagem das partículas maiores, evitando que o percentual  granulométrico da polpa ciclonada abaixo de 325# diminua. Este retorno, normalmente é  próximo a 300% da produção da mesa alimentadora do moinho, dependendo da operação da  bateria de hidrociclones.  Os sistemas atuais de medição da carga de recirculação não são  precisos, principalmente em função de amostragens deficiente.   O método mais comum é o 
  39. 39. 38    de medição direta da vazão do underflow. A LURGI usou este método, medindo o tempo de  enchimento de um recipiente de volume conhecido e a densidade da polpa do underflow.  Fórmula:               V. N. 3,6. d. %S  CR = ‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐. 100                       T. A  Onde:  CR = Carga de recirculação ‐ %  N ‐     Número de hidrociclones  3,6 ‐ Constante  d ‐     Densidade da polpa no underflow ‐ Kg/l  %S ‐ Percentagem de sólidos ‐ %  T ‐     Tempo de enchimento ‐ segundos  V ‐ Volume do recipiente ‐ litros  A ‐ Alimentação horária do moinho, base seca ‐ t/h  Fórmula para cálculo de percentual de sólidos na polpa de minério (em peso):              100. Dm(Dp‐1)  %S = ‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐‐              (Dm‐1)Dp  Onde:  %S   Percentual de sólidos  DM   Densidade do minério ‐ aproximadamente 5 g/cm3 (dado conseguido no laboratório  central DIPE)  Dp    Densidade da polpa ‐ Kg/l  1 ‐  Constante  100  ‐ Constante  4.2.4 moagem em circuito fechado   A moagem em circuito fechado caracteriza‐se pelo uso dos hidrociclones para fazer a  classificação granulométrica do material moído, direcionando o material bem moído para o  espessador, via vortex, e o mal moído de volta ao moinho, via apex. Figura 22 
  40. 40. 39    Figura 22: Moinho de bolas operando em circuito fechado  a e   : (Vale)  Fonte: Legenda: 1 - Alim mentação de mi inério (produção o). 2 - Alim mentação de ág para correçã de densidade. gua ão 3 - Car de recircula rga ação. 4 - Alim mentação de co orpos moedores s. 5 - Des scarga da polpa moída a 6 - Tan nque de descar do moinho rga 7 - Águ de processo para diluição da polpa ua 8 - Bom mbeamento de polpa para a ba ateria de hidrociclones 9 - Bat teria de hidrocic clones 10 - Sa aída do overflow para o espess w sador O moinho recebe pelo ch O hute de alim mentação: minério, água para correç ção de densi idade,  carga a de recircula ação e corpo os moedores s. Por transbordo, a polp pa com densidade aproxi imada  de 3,0 kg/l é des scarregada d do moinho num tanque  localizado so ob a descarg ga do mesm mo. No  tanqu ue,  esta  polpa  é  dilu uída  em  água  de  processo,  ond atinge  a  densidad de  de  de  aprox ximadament te 1,60 kg/l, por interméd dio de uma v válvula bóia responsável pela manutenção  do ní ível do tanqu ue. A diluiçã ão da polpa t tem como o objetivo, facilitar o proce esso de sepa aração  das p partículas po or tamanho,  via ciclonage em. Após a d diluição, uma bomba de e polpa encarrega‐ se de e bombear a mistura para a alimentar a a bateria de hidrociclone es, a uma pre essão aproxi imada  de  1 kg/cm².  Como  cita 1,5  ado  anterior rmente,  cab à  bateri de  hidro be  ia  ociclones  fazer  a  classi ificação, dire ecionando o material bem m moído par ra o espessad dor e o mal m moído de vo olta ao  moinho (carga de e recirculaçã ão). Com o s sistema bem dimensiona ado e em equilíbrio, o vo olume  de material envia ado ao espes ssador será s sempre equiv valente à tax xa de produç ção alimenta ada ao  ação equivale ente a aprox ximadamente e 300% da ta axa de produ ução. moinho e a carga de recircula
  41. 41. 40    A  taxa  de  produção  do  moinho  é  ajustada  em  função  dos  resultados  de  superfície  específica (S.E.), conforme PRO específico. Caso a S.E. esteja baixa, deve‐se reduzir a produção  do moinho para que o material permaneça maior tempo no seu interior e sofra maior grau de  moagem. Caso a S.E. esteja alta, proceder de maneira inversa.  Observações:  1) Para que a densidade de descarga do moinho permaneça estável, toda alteração na taxa de  produção  deverá  ser  acompanhada  do  ajuste  da  água  para  correção  de  densidade  na  sua  alimentação, proporcional à produção. Este procedimento é válido tanto para a operação em  circuito fechado quanto para circuito aberto.  2)  Densidade  de  descarga:  A  densidade  de  descarga  do  moinho,  tanto  no  circuito  fechado  quanto  no  circuito  aberto  deverá  ser  sempre  a  mais  alta  possível,  desde  que  não  cause  obstruções  no  chute  de  alimentação  nem  embuchamento  da  carga  (material  tendendo  para  sólido  que  causa  arrastamento  de  corpos  moedores  para  a  peneira  de  descarga  do  moinho,  transportando  para  a  área  externa  parte  da  carga  de  corpos  moedores  acompanhada  de  minério moído).  • Vantagens da operação em circuito fechado:    ‐  Maior  homogeneização  no  tamanho  das  partículas  moídas,  dando,  portanto,  uma  maior              consistência e melhor acabamento externo nas pelotas cruas.    ‐ Temperatura da polpa na alimentação dos filtros na faixa de 35 ºC, enquanto que no circuito                                    aberto chega a atingir 55 ºC, que vem a causar empenos e descolagens de setores.    ‐ Maior simplicidade e estabilidade na operação do moinho.    ‐ Menor consumo específico de energia elétrica.    ‐ Menor consumo específico de corpos moedores.     ‐ Menor desgaste no revestimento interno do moinho.     ‐ Menor desgaste em tubulações e componentes das bombas de polpa.      ‐  Menor  tendência  a  obstruções  no  chute  de  alimentação  do  moinho,  o  que  é  comum  na  operação em circuito aberto, pelo fato de não existir carga de recirculação.     ‐  Polpa  de  minério  mais  limpa,  não  permitindo  passagem  de  corpos  estranhos  para  os  tanques homogeneizadores, causadores de obstruções nas alimentações dos filtros.     ‐ Maior taxa de produção na moagem, aproximadamente 20%.  • Vantagens da densidade de descarga mais alta:        ‐  Maior  produtividade  do  moinho,  pois  o  aumento  no  tempo  de  residência  do  minério  propicia  um  maior  nível  de  moagem,  permitindo  desta  forma  um  aumento  na  produção  do  moinho.        ‐ Menor consumo de energia elétrica, pois a elevação da carga diminui.  
  42. 42. 41    sumo  de  corpos  moedores,  pois  o  minério  diminui  o  atrito  corpo  moedor  /  r o e       ‐  Menor  cons corpo o moedor.  Menor desga aste de reves stimento, po ois o minério o funciona como lubrificante. o a       ‐ M 4.2.5 5 moagem e em circuito a aberto  A operação d A do moinho em circuito ab berto (Figura a 23) se faz n necessária quando, por a algum  motiv vo, houver (e em) impedim mento(s) da o operação em m circuito fec chado, tais co omo:  • Impossibilidade de us so de mais d de 35% dos  hidrociclone es componentes da bateria de  n hidrociclo ones do referido moinho o;  • Defeito n no espessado or;  • Deficiênc cias em tubulações e calh has de transf ferências;  • Deficiênc cias em sistem mas de válvu ulas na área de espessam mento;  • Necessida operacio ade  onal  (transiç rápida  na  troca  de  p ção  produto),  principalmente  se  a  e pelota a s ser produzida for em peq quena quant tidade, etc.; Figura a 23: Moinho de e bolas operando em circuito aberto    Fonte: : (Vale)  Legenda: mentação de mi inério (produção o). 1 - Alim 2 - Alim mentação de ág para correçã de densidade. gua ão 3 - Alim mentação de co orpos moedores s. 4 - Des scarga da polpa moída. a 5 - Tan nque de descar do moinho. rga 6 - Ret torno de polpa p para compleme entação de nível do tanque de descarga. l d 7 - Bom mbeamento de polpa para a ba ateria de hidrociclones. 8 - Águ de processo para diluição da polpa. ua 9 - Dis stribuidor de polpa da bateria de hidrociclones. e . 10 - De escarga de polp para espessa pa ador   Van ntagens da operação e circuito a em aberto:
  43. 43. 42    ‐ Opção de não interromper o processo produtivo, na impossibilidade da operação em circuito  fechado.   ‐  Aumento  na  eficiência  de  filtragem  devido  à  elevação  de  temperatura  sofrida  pela  polpa,  com ganho na taxa de produção e redução da umidade.   ‐ Economia de investimento e de pessoal com a eliminação do espessamento.  4.3 Espessamento/homogeneização e adição de carvão  4.3.1 Espessamento  Tem  a  função  de  adequar  o  percentual  de  sólidos  do  overflow  da  ciclonagem  no  processo de moagem às necessidades da filtragem.              O espessamento do minério de ferro e calcário moídos a úmido é feito pelo processo de  sedimentação.  Este  fenômeno  ocorre  em  função  da  diferença  de  densidade  dos  materiais  sólidos  componentes  da  mistura  (polpa)  em  relação  à  densidade  da  água.  A  sedimentação  pode ser facilmente observada, bastando encher um recipiente transparente (frasco de vidro)  com água limpa e depois adicionar um pouco de minério moído. Após algum tempo, o minério  sofrerá um processo de decantação, precipitando‐se para o fundo do recipiente.  A velocidade  de  sedimentação  do  minério  variará  em  função  do  tamanho  e  peso  das  partículas.  Este  fato  pode  ser  comprovado  realizando  uma  experiência  com  dois  frascos  transparentes  cheios  de  água  limpa.  Em  um  dos  recipientes  adiciona‐se  minério  fino  e  no  outro  adiciona‐se  minério  bem mais fino e em quantidades iguais. Observe que a sedimentação do minério mais fino será  mais lenta. Há dois tipos de sedimentação:  a) Sedimentação  Descontinua:  Este  processo  é  mais  usado  em  laboratório,  onde  são  processadas pequenas quantidades de minério. Consiste em encher um recipiente com  a mistura, deixando‐a em repouso até que ocorra a separação dos dois elementos.  b) Sedimentação  continua:  É  o  processo  dinâmico  usado  em  escala  industrial,  pois  permite a sedimentação de grandes quantidades de minério, de forma ininterrupta.  A  etapa  de  espessamento  da  polpa  no  processo  de  pelotizaçao  é  necessária  apenas  quando  a  operação  da  moagem  é  feita  em  circuito  fechado  a  úmido.  A  polpa  procedente  dos  hidrociclones,  contendo  cerca  de  20%  de  sólidos,  é  transferida  para  um  espessador  circular,  no  qual  ocorre  seu  adensamento  pelo  efeito  de  decantação.  Aumenta‐se a razão sólido / líquido na polpa, recuperando‐se a água para o processo.  O  material  do  espessador,  com  uma  concentração  de  sólidos  de  aproximadamente  70%,  é  bombeado  para  tanques  homogeneizadores.  O  bombeio  é  feito  por  uma  bomba  de  velocidade  variável,  com  controle  automático  de  rotação,  em  função  da  densidade pedida no instrumento controlador e informação da densidade instantânea, 
  44. 44. 43    medida por densímetro (figura 24). A água de transbordo do espessador é reconduzida  aos moinhos através de um sistema composto por um tanque de processo e bombas  de recalque.                                                Figura 24: Bombas de velocidade variável                                                       Fonte: (Vale)    A  área  de  espessamento  tem  como  função  principal,  a  elevação  da  densidade  da  polpa  proveniente  da  área  de  moagem  (aproximadamente  1,20  kg/l),  para  valores  ideais  à  utilização  no  processo  de  filtragem,  após  adição  de  polpa  de  carvão  nos  tanques  homogeneizadores.  Após  a  retirada  de  parte  da  água  contida  na  polpa  ciclonada,  a  polpa  é  bombeada para os tanques homogeneizadores com densidade de 2,40 a 2,80 kg/l, variando de  acordo com as necessidades da filtragem.    A  densidade  da  polpa  succionada  do  espessador  para  alimentação  dos  tanques  homogeneizadores  deve  estar  sempre  acima  da  densidade  necessária  na  área  de  filtragem.  Motivos:  tendência  à  redução,  por  injeção  de  água  de  selagem  nas  bombas  de  polpa,  que  é  incorporada à mesma; a densidade da polpa de carvão adicionada à polpa de minério possui  densidade  na  faixa  de  1,05  a  1,18  kg/L  e  flexibilidade  operacional  na  filtragem,  pois  a  polpa  com  densidade  mais  alta  poderá  ser  diluída  no  momento  do  bombeio,  enquanto  que  a  densidade  baixa  não  poderá  ser  elevada,  caso  a  filtragem  assim                                    necessite. Principais componentes do espessamento (figura 25):  a) Espessador  ‐  tanque  em  forma  cilíndrica,  com  o  fundo  cônico.  As  dimensões  do  tanque  (altura  e  diâmetro)  são  definidas  no  projeto,  em  função  da  produção  (qualidade  x  quantidade),  que  é  exigida  do  equipamento.  O  formato  cilíndrico  é  obrigatório  para  o  alcance  do  objetivo  de  escoamento  completo  da  produção  alimentada,  em  função  do  movimento circular das pás. 
  45. 45. 44    b)  Calha de alimentação ‐ transporta a polpa para o centro do espessador, onde é feita a sua                                    alimentação.  c)  Ancinhos com conjunto de pás ‐ destinados a promover o arraste da polpa decantada para  o centro do espessador.  d)  Sistema de acionamento rotacional do conjunto de ancinhos.  e)  Sistema de elevação do conjunto de ancinhos.  f)  Underflow da polpa sedimentada, que alimenta as bombas.  g)  Overflow (transbordo) da água para o tanque de água de processo. Este é feito em toda a  periferia  (perímetro)  do  espessador,  para  reduzir  o  efeito  das  correntes  de  água  que  causariam arrastes de minério, tendo ainda um sistema auxiliar de pentes.  h)  Três  válvulas  pneumáticas,  com  comandos  elétricos,  que  interligam  a  base  central  do  espessador (underflow) ao tanque distribuidor de polpa.  i)  Um tanque distribuidor para alimentação das bombas de polpa.   j)  Uma  válvula  pneumática,  com  comando  manual  local,  para  alimentação  de  cada  bomba  de polpa.  k)  Conjunto  de  bombas  (2)  ‐  recalcam  o  produto  do  underflow,  alimentando  os  tanques                                    homogeneizadores.  l)  Mangotes e tubulações para transporte da polpa.  m)  Um medidor de densidade instalado na tubulação de recalque da cada bomba de polpa.  n)  Um medidor de vazão instalado na tubulação de recalque da cada bomba de polpa.  o)  Uma galeria de acesso ao ponto de descarga do underflow do espessador.   p)  Uma bomba de drenagem da galeria.  q)  Um sistema de proteção contra inundação da galeria (eletrodos).   r)  Retorno do underflow para o espessador.  s)  Um tanque de água de processo.     
  46. 46. 45    Figura 15:Componentes de um espessador  a n e   Fonte: : (Vale)  4.3.1 1.1 Funciona amento do e espessador r   O  espess sador  norma almente  rece ebe:  polpa  proveniente  das  baterias de  hidrocic p s  clones  da moagem, água a com teor d de minério proveniente d do tanque de e filtrado (ár rea de filtrag gem) e  polpa de  minér e/ou  ca hidratada resultantes  dos  sist a  rio  al  a,  temas  de  d despoeirame entos.  Event tualmente,  poderá  rece eber  o  retor da  alime rno  entação  dos  tanques  ho omogeneizad dores.  Este  retorno é feito quando a a densidade  da polpa de e alimentação dos tanques sofre reduções  a níveis inadequa ados para a  filtragem. A polpa é alim mentada no  centro do e espessador, c com o  io  calha  que  alimenta  um  anel  perfura na  base por  onde  passa  a  pol ado  e,  lpa.  O  auxíli de  uma  c
  47. 47. 46    objetivo deste anel perfurado é promover a alimentação de maneira uniforme.  O minério, por  possuir  peso  específico  superior  ao  da  água,  precipita‐se,  enquanto  que  a  água  direciona‐se  para  a  periferia  do  espessador,  transbordando  para  o  tanque  de  processo,  via  calha  de  overflow.     A  polpa  é  alimentada  no  centro,  mas  as  partículas  menores  são  levadas  para  as  extremidades  (periferia)  do  cilindro.  Uma  pequena  parte  dos  micro‐finos  sai  pelo  overflow,  arrastada pelo fluxo d'água no sentido do centro para a periferia, alimentando o grande anel  coletor  do  overflow,  deixando  a  água  de  processo  parcialmente  contaminada  por  partículas  sólidas. As partículas com maiores dimensões precipitam‐se rapidamente, na vertical, próximo  ao  centro  do  espessador.    Os  casos  acima  retratam  os  extremos.  Normalmente  existe  uma  distribuição  granulométrica  entre  estes  dois  extremos,  proporcionando  uma  estabilidade  operacional para o espessador, conforme figura 26:  Figura 26: Distribuição granulométrica em um espessador    Fonte: (Vale)     A  distribuição  dos  níveis  de  sedimentação  entre  estes  dois  extremos,  em  condições  normais,  varia  com  a  superfície  específica  da  polpa  alimentada.  Se  o  material  alimentado  ao  espessador  possuir  superfície  específica  baixa,  a  sedimentação  será  mais  rápida,  havendo  maior concentração na região central. Na medida em que é elevada a superfície específica da  polpa, a sedimentação vai se tornando mais lenta, ocorrendo à formação de uma distribuição  mais uniforme em toda a área do espessador.   A maior elevação da superfície específica ocorre com maior intensidade nos casos de  parada de moinho ou redução de produção da moagem, mantendo a produção da filtragem.  Nesta  situação  a  influência  da  água  do  tanque  de  filtrado  na  composição  da  média  da  superfície  específica  da  polpa  alimentada  ao  espessador  é  grande,  podendo  provocar  conseqüências  nocivas  à  qualidade  da  produção  da  filtragem.  A  polpa  proveniente  dos  sistemas de despoeiramento também têm bastante peso no aumento da superfície específica. 

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