15_Apunte HornosIndustriales

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HORNOS INDUSTRIALES

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HORNOS INDUSTRIALES...........................................................................................................................................4 10.1 HORNO ROTATIVO ..............................................................................................................................................4 10.1.1 Descripción del Horno Rotativo....................................................................................................................4 10.1.2 Dimensiones de los Hornos Rotativos Industriales .....................................................................................4 10.1.3 Perfil de temperaturas del Horno Rotativo ..................................................................................................5 10.1.4 Dimensionamiento del Horno........................................................................................................................5 10.1.5 Balance Térmico del Horno Rotativo ...........................................................................................................7 10.1.6 Equipos Complementarios del Horno Rotativo............................................................................................9 10.1.7 Precalentadores............................................................................................................................................10 13.1.1 Enfriadores de aire.......................................................................................................................................10 10.1.8 Evolución de los hornos de fabricación de cemento..................................................................................10 10.2 ALTO HORNO ..........................................................................................................................................................21 10.2.1 Generalidades...............................................................................................................................................21 10.2.2 Descripción...................................................................................................................................................22 10.2.3 Soplantes.......................................................................................................................................................25 10.2.4 Materias Primas...........................................................................................................................................25 10.2.5 Reacciones Principales en el Alto Horno...................................................................................................30 10.2.6 Consumos Específicos, Controles de Operación y Producción ................................................................31 10.3 CONVERSIÓN AL OXIGENO .....................................................................................................................................33 10.3.1 Evolucion del Proceso de Conversión para Fabricar Acero ....................................................................33 10.3.2 Fabricación de acero mediante proceso LD ..............................................................................................37 10.3.3 Descripción de un convertidor LD..............................................................................................................39 10.3.4 Forma de operar un convertidor LD ..........................................................................................................41 10.3.5 Características metalúrgicas de la conversión de oxígeno puro.............................................................43 10.3.6 Revestimiento refractario para el convertidor LD.....................................................................................48 10.3.7 Lanza de oxígeno..........................................................................................................................................56 10.3.8 Sistemas de captación y depuración de gases............................................................................................58 10.3.9 Elementos de control en el convertidor LD................................................................................................62 10.3.10 Usos de gases inertes ...................................................................................................................................64 10.3.11 Procesos de conversión por soplo combinado ...........................................................................................64 10.3.12 Posibles desarrollos futuros en la conversión al oxígeno .........................................................................66 10.4 HORNOS ELÉCTRICOS .............................................................................................................................................68 10.4.1 1. Clasificación de los Hornos Eléctricos ..................................................................................................68 10.4.2 Hornos eléctricos de resistencia .................................................................................................................68 10.4.3 Hornos Eléctricos de Arco...........................................................................................................................73 10.4.4 Características Generales ...........................................................................................................................73 10.4.5 Principales Componentes de la Instalación ...............................................................................................78 10.4.6 Fabricación del Acero en Horno Básico ....................................................................................................82 10.4.7 Hornos Eléctricos de Ultra Alta Potencia (UHP) .....................................................................................84 10.4.8 Innovaciones en el Proceso de Aceración Eléctrica..................................................................................87 10.4.9 Ventajas en la Utilización de Hornos Eléctricos de Arco .........................................................................90 10.5 REDUCCION DIRECTA......................................................................................................................................92 10.5.1 Introducción..................................................................................................................................................92 10.5.2 Hierro Directamente Reducido o Hierro Esponja .....................................................................................92 10.5.3 Grado de Metalización.................................................................................................................................92 10.5.4 Grado de Reducción.....................................................................................................................................93 10.5.5 Principios de la Reducción de los Materiales de Hierro...........................................................................93 10.5.6 Cinética de las Reacciones de Reducción...................................................................................................95 10.5.7 Reducibilidad de Minerales de Hierro ......................................................................................................95 10.5.8 Características del Mineral de Hierro para Reducción Directa ..............................................................98 10.5.9 Generación de Gases Reductores..............................................................................................................100 10.5.10 Combustibles Gaseosos y Líquidos...........................................................................................................100 10.5.11 Combustibles Sólidos .................................................................................................................................102 10.5.12 Procesos de Reducción Directa.................................................................................................................102 10.5.13 Proceso Midrex ..........................................................................................................................................103

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10.5.14 Procesos de Lechos Fluidizados ...............................................................................................................109 10.5.15 Procesos de Horno Rotatorio ....................................................................................................................109 10.5.16 Utilización del hierro esponja ...................................................................................................................110 10.5.17 El Desarrollo de la Reducción Directa ....................................................................................................114 10.5.18 Plantas de Reducción Directa en la República Argentina ......................................................................118 10.6 COLADA DEL ACERO .............................................................................................................................................121 10.6.1 Introducción................................................................................................................................................121 10.6.2 La Cuchara de Colada...............................................................................................................................121 10.6.3 Tratamiento Metalúrgico del Acero en Cuchara .....................................................................................122 10.6.4 El Lingote de Acero....................................................................................................................................123 10.6.5 La Colada Continua...................................................................................................................................129 10.7 HORNO ESPECIALES ..............................................................................................................................................145 10.7.1 Horno Túnel................................................................................................................................................145 10.7.2 Convertidor Flash ......................................................................................................................................147 10.7.3 Proceso Flash.............................................................................................................................................147 10.7.4 Horno Hoffmann.........................................................................................................................................151 10.7.5 Horno de Bandejas.....................................................................................................................................154 10.7.6 Horno de Caídas ........................................................................................................................................155 10.8 BIBLIOGRAFÍA .......................................................................................................................................................156

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10 HORNOS INDUSTRIALES 10.1

HORNO ROTATIVO

El horno rotativo es un horno continuo, a calentamiento externo y llama libre, cuyo uso principal es en la fabricación del cemento Portland. También se utiliza en la fabricación de cal, aluminio, hierro esponja, etc. 10.1.1 Descripción del Horno Rotativo Consiste en un cilindro de acero, recubierto en su interior por ladrillos refractarios, que se encuentran ligeramente inclinado respecto a la horizontal (menos de 10 grados) y que gira lentamente, a velocidades inferiores a 5 r.p.m. El cilindro cuenta con llantas de acero que se apoyan sobre rodillos. Los rodillos soportan el peso del horno y su carga. Absorben dicho peso según dos componentes, la de mayor importancia perpendicular al eje del horno y la otra, de mucho menor valor, paralela al eje del horno. La componente perpendicular es absorbida en cada llanta mediante un par de rodillos, con ejes paralelos al horno, denominados de apoyo. La componente axial es soportada por un único rodillo, de eje perpendicular al del horno, denominado de empuje. La cantidad de llantas y los consiguientes apoyos depende de la longitud del horno, En general, se puede señalar que las llantas se encuentran distanciadas entre sí cada 25 o 30 metros. El movimiento rotativo del horno es impulsado por un piñón acoplado a una corona (rígidamente vinculada al cilindro de acero). Generalmente el motor que produce la rotación es eléctrico, del tipo asincrónico o de corriente continua y, a través de un reductor de velocidad, moviliza al piñón. El calentamiento del horno se efectúa con gases calientes que se producen por combustión, en un quemador, de gas, fuel-oil, u otros combustibles. Habitualmente el quemador se ubica en el extremo mas bajo. En la punta opuesta del horno se ubica la chimenea por donde se evacuan los gases del mismo. Esto significa que el extremo inferior del horno, donde se ubica el quemador, es la zona más caliente. Los gases producidos van recorriendo el horno y entregando su calor, saliendo por el extremo opuesto. El material a procesar es alimentado por el extremo superior del horno (lado de la chimenea), mediante dispositivos apropiados tales como roscas transportadoras, rampas, etc. A consecuencia de la inclinación y rotación del horno, el material se desplaza a lo largo del mismo hasta el extremo inferior (lado del quemador), donde sale a través de la boca de descarga. El material circula a contracorriente con respecto al calor. En los extremos el horno cuenta con cabezales no rígidamente vinculados al cilindro de acero. A efectos de evitar perdidas de gases y material (en polvo), entre los extremos del cilindro y los cabezales, se colocan cierres herméticos en forma de laberintos o friccionantes. 10.1.2 Dimensiones de los Hornos Rotativos Industriales En los hornos rotativos industriales que trabajan en las fabricas de cemento portland nacionales, se encuentran distintos tamaños de diámetros y largos. Como dato ilustrativo daremos como ejemplo el más pequeño, ubicado en una planta en Mendoza que tiene un diámetro de 2,10 m y una longitud de

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69,0 m. El de mayor tamaño se encuentra en una planta localizada en Barker (Pcia. de Bs. As.), tiene un diámetro de 5,65 m y una longitud de 180 m; su capacidad de producción alcanza a 2000 ton/día de clinker de cemento. Actualmente el horno de mayor capacidad de producción es el N° 7 de la empresa Loma Negra, ubicado a en Olavarría, que produce 2600 ton/día de clinker. La elevada producción se consigue como consecuencia de que el horno cuenta, a la salida de los gases, con torres de precalentamiento del material que ingresa y eleva su temperatura de entrada a 800°C. 10.1.3 Perfil de temperaturas del Horno Rotativo En la Figura N° 2 se representan las temperaturas del horno en función de la longitud del mismo. El caso presentado en el gráfico es para la calcinación de piedra caliza, en la producción de cal, para un horno rotativo simple que no cuenta con precalentadores del material entrante. Del gráfico se infiere que la temperatura del horno es del orden de los 1000°C en la zona más caliente y decrece a 400 o 500°C en la zona de salida de los gases por la chimenea. 10.1.4 Dimensionamiento del Horno Con el objeto de dimensionar el horno rotativo es necesario determinar, en función de las condiciones operativas, la velocidad de alimentación del material; la velocidad de desplazamiento del material en el horno; el volumen del horno ocupado por el material; la velocidad de rotación del horno y la pendiente del horno. La velocidad de alimentación del material esta dada por la masa de material horario entrado al horno y se designará: G (kg/hora). La velocidad de desplazamiento del material dentro del horno, es la que desarrolla el material desde que ingresa hasta que sale del mismo y se designa con V(m/hr). A mayor velocidad de desplazamiento, menor tiempo de permanencia de las partículas en el horno. El horno funciona con un volumen de material muy inferior al volumen del horno, entre 3% y 12% del mismo. A los efectos del dimensionamiento se define un parámetro denominado Retención: R=Volumen de Piedras/Volumen del Horno. El valor más usual es R=0,10 (10%). La velocidad de rotación del horno se mide en revoluciones por minuto, se designa N (r.p.m.). La pendiente del Horno se mide como la relación entre la diferencia de alturas entre los extremos del horno y la longitud del horno, se designa S (m/m). En la Figura N° 3 se ubican los elementos citados, es decir: G, V, N, S y M (kg) que es la masa del material que se encuentra dentro del horno. También se señala t (min), que es el tiempo de permanencia del material dentro de horno y que se denomina tiempo de paso. A continuación, se vincularán los elementos citados para llegar a expresiones que permitan dimensionar un horno rotativo. El Manual Técnico del Fabricante de Hornos Allis Chalmers da una expresión empírica para el calculo del tiempo de paso t, la que se detalla seguidamente: t(min.) = 1,77 x √ θ x L(pies) x f N(r.p.m.) x D(pies) x S(°) Donde: θ: Angulo de reposo del material L: Longitud del horno

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f: Factor de forma del horno (para hornos cilíndricos f=1) D: Diámetro interno del horno S: Pendiente del horno En el Manual del Ingeniero Químico de Perry, aparece una fórmula similar donde se han hecho las reducciones de unidades correspondientes del sistema inglés al métrico. Además adopta un valor fijo del ángulo de reposo, teniendo en cuenta que los materiales que se tratan en el horno rotativo tienen ángulos de reposo comprendidos entre 35° y 40°. La expresión dada es la siguiente: t(min.) =

0,19 x L(m) N(r.p.m.) x D(m) x S(m/m)

Por otra parte, el tiempo de paso también se puede obtener si se conocen la masa de material que hay en el horno y la velocidad de alimentación al horno, por la expresión: t(min.) =

60 x M(kg.) G(kg./hr)

(1)

Si vinculamos los distintos elementos podremos obtener la velocidad de alimentación G, en función de ellos de la siguiente manera: R = Vol. Piedras = Vp Vol. Horno = Vh Vp = M /γ

(2)

γ: Peso específico del material de (1) y (2): Vp = Gxt 6 0 xγ R =

G x t 60xγxVh

(3)

Vh = sección del horno x Longitud del horno = Sh x L

(4)

Reemplazando (4) en (3): R =

G x t 60xγxShxL

Por otra parte: V(m/hr) = L(m) x 60 / t(min)

(5)

(6)

Y reemplazando:

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R =G / γ x Sh x V G(kg/hr) = γ(kg/m 3 ) x R x Sh(m 2 ) x V(m/hr) 10.1.5 Balance Térmico del Horno Rotativo En el balance térmico del horno rotativo, de igual forma que en cualquier otro tipo de horno, se debe establecer una igualdad de calores puestos en juego dentro del proceso. Es decir, que el calor que se entrega al horno, al quemar el combustible, debe ser igual al que se consume en el proceso y las pérdidas en el horno o que se llevan los gases que salen por la chimenea. Seguidamente se plantearán las ecuaciones para el balance térmico del horno, aplicadas al caso de la calcinación de piedra caliza para la obtención de cal. Al horno se le entrega calor, quemando combustible en un quemador Q1. Dicho calor en parte se utiliza para el proceso en el interior del horno Q2; otra parte se escapa por la chimenea, con los gases calientes del horno Q3 y la otra parte se pierde por diversas fugas del horno y radiación del cuerpo mismo Q4 (Figura N° 4). Con éstos calores se establece la siguiente expresión: Q1 = Q2 + Q3 + Q4 Donde : Q1: calor entregado al horno. Q2: calor utilizado en el horno para el calentamiento y la reacción química. Q3: calor que se llevan los gases calientes que salen por la chimenea. Q4: calor perdido por radiación y fugas en el horno. Como el único calor utilizado en el proceso es Q2, el rendimiento térmico del horno será: η = Q2 x 100 Q1 Que para los hornos rotativos alcanza valores del orden del 25% al 35%. Los nuevos hornos rotativos para cemento portland alcanzan mejores valores de rendimiento térmico, dedo que los gases que salen se usan para precalentar el material entrante. A continuación se detallará el cálculo de cada uno de los calores en juego en el horno. Q1 = γcomb x q x Hinf Donde: γcomb: densidad del combustible. q: caudal horario del combustible. Hinf: poder calorífico inferior del combustible.

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Q2 = Qcaco3 + Qr + Qcao + Qco2 Donde: Qcaco3: es el calor necesario para llevar el CaCO 3 (piedra caliza) desde la temperatura de entrada del material hasta 900°C, temperatura a la que se produce la reacción. Qr: calor de reacción, es decir el calor necesario para provocar la descomposición térmica de la caliza y producir CaO y CO2 , de a cuerdo a la reacción química: CaCO3 → CaO + CO2 Qcao: calor que absorbe el CaO desde que se forma (900°C) hasta que sale del horno a alrededor de 1000°C, pues se forma a 2/3 de la longitud del horno y se sigue calentando hasta la salida pues atraviesa la zona de mayor temperatura. Qco2: el calor que se entrega al dióxido de carbono formado en la reacción química desde el momento de la reacción hasta que sale por la chimenea. Este calor ese de signo opuesto al de los anteriores, ya que se forma a 900°C sale por la chimenea a una temperatura del orden de los 400°C a 450 °C. Los calores citados se calculan, a excepción del calor de reacción mediante el producto de la masa horaria de material, el calor específico del mismo y el salto de temperatura experimentado. Qcaco3 = G caco 3 x C caco3 x (tr – te) Qcao = Gcao x Ccao x (ts – tr) Qco2 = G co2 x C co2 x (tch – tr) Qr = Cr x G caco3 Donde: G: masas horarias (kg/hr) C: calores específicos (kcal/°C kg) Tr: temperatura de reacción (900°C) Te: temperatura de entrada del material al horno (°C) Ts: temperatura de salida del CaO del horno (°C) Tch: temperatura de salida del CO2 del horno, por la chimenea(°C) Cr: calor de reacción (kcal/kg) Q3 = γcomb x q x Hsup x Qch/100 Qch : porcentaje del poder calorífico superior (Hsup) que se llevan los gases que salen por la chimenea. Surge del de la Tabla de Perdidas por los Gases de la Chimenea (Ver Tablas y Abacos) en función del % CO 2 de los gases que salen por la chimenea y de la temperatura de dichos gases. Q4 = Q1 – (Q2 + Q3) También se puede calcular como el calor radiado por toda la superficie del horno:

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Q4 = K x Superficie horno x (tint – text) Donde K es el coeficiente de radiación del horno: 1 = 1 + δr + δc + 1 K α1 λr λc α2 α1: coeficiente de conexión de los gases en el interior del horno. α2: coeficiente de convección de los gases. λr: coeficiente de transmisión del material refractario. λc: coeficiente de transmisión del acero (del cilindro). δr: espesor del refractario del horno. δc: espesor del cilindro de acero. tint: temperatura interior del horno. text: temperatura exterior del horno. text = t ambiente

tint = tint (min) + tint (max) 2 10.1.6 Equipos Complementarios del Horno Rotativo Los modernos hornos rotativos de cemento Portland cuentan con precalentadores del material entrante; los que aprovechan los gases calientes que salen del mismo para efectuar el intercambio de calor con el material que ingresa al horno. Por otra parte, a la salida del material, éste que sale caliente, es enfriado en equipos denominados enfriadores. En la Figura N° 5 se esquematiza una instalación completa de un horno rotativo de una fabrica de cemento con su correspondiente precalentador y enfriador. Asimismo se dan las dimensiones de dichas instalaciones, según las distintas capacidades de producción.

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10.1.7 Precalentadores Los precalentadores se usan para calentar el material que va a entrar al horno rotativo, a efectos de lograr un mayor rendimiento térmico del proceso y economizar combustible. Existen precalentadores de distintos tipos, pero todos se basan en aprovechar los gases calientes que salen del horno e intercambiar su calor en forma directa con el material ingresante al horno en grandes torres que cuentan con conductos y ciclones. El material ingresa al horno a temperaturas del orden de los 800°C. En la Figura N° 6 se esquematiza un tipo de torre de precalentamiento. 13.1.1 Enfriadores de aire Los enfriadores son aparatos que constan de una caja cerrada, con una parrilla en su interior donde cae el material que sale del horno a temperaturas del orden de los 1500°C y se va desplazando. Mientras pasa el material por la parrilla, se sopla con ventiladores aire desde el exterior el que pasa a través del material y lo enfría. El material que sale del enfriador lo hace a temperaturas del orden de los 100°C. A la salida del enfriador pasa a través de un molino de martillos que reduce las partículas grandes de clinker. En la Figura N° 7 se esquematiza un enfriador de aire. El aire de enfriamiento eleva su temperatura y es utilizado en precalentadores de material, molienda, quemadores, secado de materiales, etc. 10.1.8 Evolución de los hornos de fabricación de cemento Los hornos rotativos que se usaban hasta el año 1970 no contaban con precalentadores del material entrante, por consiguiente tenían un bajo rendimiento del combustible utilizado y requerían una mayor cantidad de calorías por kilogramo de clinker producido en el horno. Por otra parte el aumento de la capacidad de producción solo se lograba con el aumento del diámetro y la longitud del horno. Cuando comienzan a aplicarse los precalentadores de materiales entrantes al horno, mejora la capacidad de producción y disminuyen las calorías necesarias para producir cada kilogramo de cemento. En los gráficos de la Figura N° 8 se pueden observar los perfiles de temperatura de un horno sin precalentador de materiales, uno con precalentador por suspensión (S.P.) del material y otro, más moderno, precalentador por suspensión reforzada (R.S.P.). Del gráfico se infieren las diferentes longitudes de los hornos para cada uno de los casos. También se puede visualizar que en un horno sin precalentador, el material entrante debe secarse, precalentarse, calcinarse y sinterizarse. En el horno con precalentador (S.P.) el material se seca, precalienta y comienza a calcinarse (≅25%) antes de ingresar al horno. En el horno con precalentador (R.S.P.) el material se seca precalienta y se calcina (85% a 90%) antes de ingresar al horno, esto explica la mayor capacidad de producción del horno. En el gráfico de velocidad (N) del horno se puede observar que la velocidad del horno con R.S.P., puede ser tres veces mayor que el que no tiene precalentador. El calor consumido por kilogramo de clinker producido es un 50% mayor para el horno sin precalentador que para el horno con R.S.P.. La capacidad de éstos últimos es 4 veces mayor que para el horno que no cuenta con precalentador.

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En la actualidad existen precalentadores que producen una calcinación del 90% al 95% del material antes de ingresar al horno rotativo. En estos precalentadores se utilizan también ciclones de baja presión que permiten reducir las pérdidas de gases. También se incorporan sistemas de recuperación y retención de polvos para evitar su escape a la atmósfera. Con estos nuevos precalentadores se reduce la emisión de gases contaminantes (ej: NOx ; Cl ; SO3). Existen nuevos diseños de quemadores que permiten su adaptación al uso de distintos combustibles, posibilitando incluso la utilización de productos reciclados, como por ejemplo aceites usados. Vale la pena mencionar la utilización de soportes autoalineables de los hornos rotativos, sobre los que se montan los rodillos o piñones, que permiten una completa superficie de contacto con la llanta o corona, aumentando la vida útil de sus componentes, reduciendo el mantenimiento requerido, posibilitando una transmisión efectiva del torque y soportando una mayor carga. En los hornos rotativos modernos se utilizan sistemas que permiten automatizar el control del proceso en toda situación operativa. Como resultado de esta operación automática se pueden reducir los niveles de emisión, como asi también el mantenimiento y el consumo de energía; y le permite al personal evitar los trabajos rutinarios. Debido a la combinación de estos modernos sistemas el consumo de energía se ha logrado reducir a menos de 700kcal/kg de clinker. En la Figura N° 9 se pueden ver las tendencias de las propiedades de consumo y capacidad de los hornos rotativos.

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Figura N° 1. Horno Rotativo

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Figura N° 2. Perfil de Temperaturas de un Horno Rotativo

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Figura N° 3. Variables Figura de Dimensionamiento N° 38. Sistema de del Horno Rotativo Precalentamiento

n

L

G t

M V

α

• • • • • • •

D

G = velocidad de alimentación V = vel. desplazamiento del material dentro del horno M = masa de mat.que se encuentra en el horno S = pendiente del horno N = velocidad de rotación del horno t = tiempo de permanecía R = retención, relación. entre vol. de mat. y el vol. del horno

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Figura N°4. Balance Térmico del Horno Rotativo

Q3

Q4 Q2 Q1 Q4

Q1 = Q2 + Q 3 + Q4

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Figura N° 5. Horno Rotativo

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Figura N° 6. Precalentadores

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Figura N° 7. Sistema de Enfriamiento

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Figura N° 8. Comparación de Hornos Rotativos

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Figura N° 9. Tendencias Futuras

T e n d e n c ia s d e c a p a c id a d d e P ro d u c c ió n 20000

Ton/día

15000 10000 5000 0 1960

1970

1980

1990

2000

Año

kcal/kg

T e n d e n c ia s d e c o n s u m o d e c o m b u s tib le 1000 900 800 700 600 500 400 300 200 100 0 1950

1960

1970

1980 1990

2000

2010

Año

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10.2 ALTO HORNO 10.2.1 Generalidades Es el horno destinado dentro de la siderurgia a realizar la primera transformación de los minerales de hierro hacia su forma de productos semielaborados de acero, que luego serán manufacturados por la industria metalmecánica para darle sus múltiples y diferentes acabados para ser utilizados por el hombre. Se trata del primer eslabón del proceso tradicional (reducción indirecta) que elabora el acero por la vía de materiales líquidos fundidos. Es un horno de cuba, a combustión y continuo, que funciona en contracorriente entre la carga sólidos que desciende y el gas reductor que asciende. El horno se carga con materiales sólidos: a) Carga metálica (aportante de hierro), que está constituida por una mezcla de minerales de hierro calibrados, sinter y pellets, en proporciones variables según las condiciones técnicoeconómicas de la operación en cada planta. b) Coque, que actúa como combustible, generador del gas reductor (CO) y sostén de carga. c) Fundente, cuya función es reaccionar con la ganga para eliminarlas en forma de escoria. Usualmente es caliza ya que la ganga es de características ácidas. También por las toberas se inyecta aire caliente para producir la combustión del coque. Los productos obtenidos son líquidos: a) Arrabio o hierro de primera fusión (material con elevado tenor de carbono). b) Escoria, de menor densidad que el arrabio, que sobrenada a este último. En la Figura N° 1 uno puede verse un esquema simplificado del alto horno y sus instalaciones complementarias.

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Figura No 1. Alto Horno

10.2.2 Descripción 10.2.2.1 Cuerpo del Alto Horno (1) Construido en chapas de acero recubierto en su interior por ladrillos refractarios, esencialmente consiste en dos troncos de cono unidos por su base mayor, constituyendo la cuba, etalaje y vientre, más un sector inferior cilíndrico, el crisol, en el cual se acumula el arrabio y la escoria hasta su colado secuencial (aproximadamente cada hora). En los grandes altos hornos el colado se realiza casi continuamente pues tienen varias piqueras y pasados 10-15 minutos después de cerrar una piquera se abre la otra. 10.2.2.2 Playa de Colado (2) Esta es una superficie que se construye unos metros elevada por sobre el terreno, a nivel de las piqueras de colado del horno, y es la que permite el laboreo frente a las piqueras, tanto el taponamiento de las mismas como su perforado en el momento del colado; además tiene

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premoldeados los canales por donde corre el arrabio hacia los carros torpedos durante la sangría del horno y otros por lo que corre la escoria que saliendo de las escorieras es llevado a través de estos canales hacia una gran pileta con agua en donde se produce su granulado. Este proceso se realiza con la escoria para que luego pueda ser usado en la fabricación del cemento, otorgando así un mayor valor a este subproducto. 10.2.2.3 Estufas Cowper (3) Son los elementos destinados a precalentar el aire que se insufla por las toberas del horno hasta una temperatura de alrededor de 1200°C -1300°C. Son grandes cuerpos cilíndrico cerrados en forma de cúpula esférica en su parte superior, construidos de chapas de acero de hasta 30 mm de espesor. Sus medidas son de hasta 11m de diámetro por 50 a 55m de altura, para los grandes altos hornos de 5000m3 de volumen y hasta 11.000 t/día de producción de arrabio. En su interior, una estructura de ladrillos refractarios en forma especial, ahuecados, con celdas de 45 x 45mm y paredes interceldas de 40 mm, ocupa el 80% de la superficie transversal de la estufa y su misión es acumular el calor que le ceden los gases de combustión que se queman en un quemador en la cámara de combustión que ocupa el 20% de la superficie restante. Este quemador funciona con gas de alto horno (luego se explica el origen y el circuito de este gas) que al quemarse origina gases de combustión a alta temperatura que asciende por la chimenea y luego desciende por entre la estructura de ladrillos refractarios, que a tal efecto tiene una tobera central que beneficia el movimiento descendente de esto gases calientes entregando estos su calor y saliendo finalmente por los conductos a una chimenea externa. Cuando se alcanza una temperatura estipulada se hace ingresar aire frío a través del conducto impulsado por los soplantes (número 5 en la Figura N°1); este aire asciende a través de la estructura tobera caliente, toma su calor y desciende por la chimenea hasta un conducto que los dirige a las toberas de inyección del alto horno. Durante este ciclo se habrá cerrado, desde luego el conducto (4) del quemador y los conductos (6) de salidas de gases. El calentamiento de la estufa Cowper dura dos veces más que el calentamiento del aire. Por ello para el suministro continuo de aire al horno deben haber no menos de 3 estufas de aire. Muchas veces se instalan 4 con una en reserva o siete para dos hornos. Como a medida que el aire se va calentando, se van enfriando los refractarios de las estufas que les están cediendo calor, lo que se hace es aprovechar el calentamiento hasta un valor superior al requerido para el normal funcionamiento del horno y luego se lo mezcla con aire frío antes de su inyección al horno; cuando este valor de operación ya no es alcanzado se pasa a otra estufa que se encontraba en ciclo de calentamiento del refractario (Figura N° 2)

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Figura No 2. Estufa Cowper

10.2.2.4 Circuito de gas de Alto Horno (4) Los gases calientes que se colectan en el tope del alto horno, tienen un poder energético remanente importante, ya que durante la reducción y fusión del mineral de hierro no es posible, que realicen una combinación físico-química de rendimiento perfecto, como ocurre en todo proceso real. Así, estos gases que arrastran un contenido de polvos y partículas deben seguir un circuito de purificación que se esquematiza con el N°4 en la Figura N° 1. Estos gases luego alimentarán a diversos sectores de la planta: como antes se dijo, a las estufas Cowper y a la coquería principalmente, y los sólidos irán a la planta de sinterizado.

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10.2.3 Soplantes Son los encargados de impulsar el aire a través de que las estufas. El volumen específico requerido por un alto horno moderno alcanza a 2,4 m3 /min por cada m3 de volumen del horno. De tal manera para aún al torno de 5.000 m3 de volumen se requiere suministrar 12.000 m3/min de aire. En una planta siderúrgica se cuenta con una planta especial de soplantes para el alto horno. Esta está constituida por máquinas centrífugas turbosoplantes, accionadas por turbinas de gas o turbinas de vapor, y son de varias etapas, con velocidades de rotación del orden de 3.000 rpm. Una máquina puede suministrar hasta 7.000 m3 /min con una sobrepresión de 0,45Mpa. 10.2.4 Materias Primas El alto horno se carga básicamente con mineral de hierro y coque, a estos deben adicionárseles e los fundentes. 10.2.4.1 Fundentes Estos son materiales destinados a: 1) Reducir la temperatura de fusión de la ganga del mineral de hierro o de los aglomerados (sinter y pelets). 2) Reducir la temperatura de fusión de las cenizas del coque. 3) Facilitar la creación de una escoria fusible y fluida que pueda ser evacuada fácilmente del horno. La composición química del fundente se determina en función de la composición de la ganga y de la ceniza del combustible. Si en la ganga y la ceniza hay demasiado sílice, o sea, componente ácido y la ceniza tiene impurezas de azufre, en el horno se introduce un fundente básico. Si en la ganga del mineral hay óxidos de calcio y magnesio, se debe agregar un fundente ácido, con sílice; se emplean las cuarcitas. El fundente más utilizado para la fabricación de arrabio en alto horno es la caliza, cuyo componente principal es el CaCO3; al calentarse se descompone generando cal y gas carbónico. El tamaño de los trozos de caliza deberá estar comprendido entre los 25 y los 60mm, ser resistente, no generar finos y no contener impurezas nocivas como azufre, fósforo y sílice. 10.2.4.2 Coque El coque es el resultado de la destilación, por calcinación a alta temperatura y en ausencia de aire de una mezcla seleccionada y finalmente dividida de carbones minerales (básicamente hullas de alto, medio y bajo volátil). Durante esta calcinación se elimina buena parte de los volátiles y se obtiene un sinterizado, poroso, de alta resistencia mecánica principalmente a la compresión. La planta de coquización está ubicada dentro de la planta integrada y consiste en una batería de hasta 80 hornos unitarios, en forma de celdas de 0,5m de ancho, 5m de alto y 16m de largo (Figura N° 3). En estas celdas se coloca la mezcla de carbones a coquizar y al cabo de 15 horas, se produce el deshornado del material que incandescente, es transportado sobre un vagón especial que luego es llevado debajo de una torre de enfriamiento que produce su apagado por lluvia de agua, obteniendo 25

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así el coque en trozos sinterizados. Este apagado en algunas plantas modernas suele hacerse mediante nitrógeno, o sea un apagado en seco, que permite una mejor calidad del coque y acumular su calor para producir vapor y energía eléctrica. Los gases que provienen de los hornos de coquización se colectan en su parte superior a través del conducto (barrilete en la Figura N° 3) y luego se los aprovecha para obtener de ellos en plantas auxiliares, alquitrán, nitrato de amonio y ácido sulfúrico. El coque obtenidos se encuentra entre tamaños: 25mm. Esta última fracción es la que tiene uso metalúrgico y por lo tanto antes de la entrada al alto horno se criba el coque para seleccionar este tamaño adecuado. Las características más importantes que normalmente posee el coque, son las siguientes: l) Gran resistencia a la compresión, que es necesaria para poder soportar, sin romperse, el peso de los materiales que se cargan en el alto horno. Su resistencia a la compresión a la temperatura ambiente es siempre superior a 100 Kg. /cm2. 2) Gran porosidad debida a su gran superficie por unidad de peso. EI coque se caracteriza por una gran reactividad debida a su típica estructura celular, que permite una fácil penetración de los gases hacia el interior del coque, 10 que favorece la rapidez de las reacciones que se deben de producir en los altos hornos. 3) Gran resistencia a la abrasión y al desgaste para poder soportar el rozamiento que debe sufrir el coque contra las paredes y contra otras materias que se introducen en el horno, sin que se rompa a se forme polvo de coque. En la parte superior de las cámaras hay unos dispositivos para la carga del carbón, y hay también unos conductos de salida para el escape de los gases que se producen en la destilación. Todo el calentamiento de la masa carbonosa se realiza a través de las paredes laterales del horno, construidas con delgados ladrillos refractarios. El calentamiento se hace en forma adecuada, para que la hulla en las cámaras de destilación llegue a alcanzar, fuera del contacto del aire, temperaturas variables de 900 a 1.250°C necesarias para su coquización. Para obtener esas altas temperaturas en el interior de las cámaras de destilación, es necesario a1canzar, en las canales de calentamiento, temperaturas variables de 1.100 a 1.400°C. EI calentamiento se realiza quemando en los conductos de calentamiento, dispuestos entre las paredes de las cámaras de coquización, un combustible gaseoso. Este puede ser el mismo que se desprende en la coquización o puede también utilizarse una mezcla de este gas de batería con otros combustibles gaseosos como el gas de alto horno, por ejemplo. La duración de la coquización suele variar de 16 a 24 horas. EI tamaño de los trozos de carbón que se introducen en las cámaras para fabricar el coque, suele ser menor de 3 Mm. Esto exige una cuidadosa trituración, molido y clasificación del carbón. Su humedad suele ser 5 % aproximadamente. Para que la superficie de calentamiento del carbón (hulla) sea suficiente y adecuada, las cámaras de destilación deben ser muy alargadas y estrechas. EI calentamiento se hace por media de mecheros con entrada de gas y de aire, que se sitúan en la parte inferior de las cámaras o canales de calentamiento, empleándose de 20 a 30 mecheros para calentar cada cámara de coquización.

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Figura N° 3. Estufa de Coque

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Las baterías de coque están constituidas principalmente por cámaras de coquización, que se construyen con ladrillos de sílice (SiO, > 95 %), y debajo de ellas están situadas las cámaras de regeneración de calor, que se construyen con ladrillos sílico aluminosos con Al2O3 = 43 % aproximadamente. Los regeneradores son atravesados o calentados por los humos producidos en la combustión del gas, en los conductos, canales o cámaras de calentamiento de las cámaras de coquización, y sirven para calentar el aire que se emplea luego en la combustión (Figura N°4). Trabajan alternativamente. Durante un período los regeneradores están calentándose, al ser atravesadas par los humos calientes que escapan de la combustión del gas que se quema en los canales de calentamiento y, en otro periodo, los regeneradores ceden su calor al aire utilizado en la combustión. Con el empleo de las cámaras de regeneración de calor. Se consigue que el aire, llegue a la combustión muy caliente, Así se alcanzan fácilmente temperaturas muy elevadas y se mejora el rendimiento térmico de la instalación, aprovechando el calor de los humos que escapan a 1000º aproximadamente, y que de otra forma se perdería. EI calentamiento de las cámaras de regeneración como se ha indicado antes, es alternativo. En un momento determinado, la mitad de las cámaras están calentándose y la otra mitad de las cámaras calientan el aire. Luego se invierte la circulación del aire y de los humos, y las primeras cámaras calientan el aire y en las últimas se calienta el refractario.

Figura N°4. Circuitos de calentamiento de una batería de coque calentada con gas de coque

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EI trabajo en los hornos es intermitente y consta de las siguientes fases: 1. Carga de la cámara can hulla de calidad y tamaño adecuado. 2. Calentamiento, coquización y desprendimiento de gases 3. Apertura de las puertas, y expulsión y descarga del coque de los hornos al entrar en la cámara el brazo empujador. La Figura N°4 muestra un esquema de una batería de coque con sus subproductos a partir de una entrada de 1000 Kg de carbón (hulla) y 750 Kg de coque como producto final.

1000 kg

Figura N°5. Esquema general de una batería de coque y fabricación de subproductos 10.2.4.3 Mineral de Hierro-Pelets-Sinter: En capítulos anteriores ya se ha tratado sobre la preparación del mineral de hierro y la fabricación de pelets y sinter que constituyen la carga metálica para los altos hornos. Aquí recordaremos algunas de las características principales con los valores deseables para una buena marcha del alto horno.

Mineral de Hierro Pelets Sinter

Granulometría 10 a 30 mm 9 a 16 mm 5 a 50 mm

Ley Fe > 60% > 64% • 57%

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10.2.4.4 Mineral de Manganeso Este se agrega a la carga del alto horno sólo si se han decidido una marcha del horno a alta temperatura para producir la desulfuración dentro del mismo horno, pero ello lleva aparejado un mayor consumo de coque. Entonces muchas plantas optan por desulfurar el arrabio fuera del horno, agregándole soda cáustica (Na2CO3). 10.2.5 Reacciones Principales en el Alto Horno Dentro del alto horno se denomina reducción indirecta a aquella que se realiza por los gases y reducción directa a la que ocurre por contacto "directo" con el carbono proveniente del coque. A nivel de toberas se produce la combustión del coque: C + O2 = CO2 CO2 + C = 2CO Las ecuaciones que gobiernan la reducción de los óxidos de hierro son las siguientes: a) Por sobre los 570 °C y con CO: 3 Fe2O3 + CO = 2 Fe3O4 + CO2 (-53740 joule) Fe3O4 + CO = 3 FeO + CO2 (+36680 joule) FeO + CO = Fe + CO2 (-16060 joule) El signo menos implica desprendimientos de calor, el signo más significa absorción de calor. b) En el nivel del vientre del horno e incluso algo más arriba se producen simultáneamente las reacciones: FeO + CO = Fe + CO2 CO2 + C = 2 CO A una temperatura superior a 900 °C todo el CO2 producido en la reacción del FeO reacciona con el carbono sólido y vuelve a convertirse en monóxido de carbono. Como ambos procesos transcurren simultáneamente es posible representarlos en forma de reacción sumaria, la cual se llama reacción de reducción directa. FeO + CO = Fe + CO2 CO2 + C = 2 CO c) Otras reacciones que ocurren del alto horno cuando se inyecta gas natural en las toberas, para disminuir el consumo de coque son: 3 Fe2O3 + H2 = 2 Fe3O4 + H2O (- 12890 joule) Fe3O4 + H2 = 3FeO + H2O (77540 joule) FeO + H2 = Fe + H2O (+24790 joule) 30

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10.2.6 Consumos Específicos, Controles de Operación y Producción 10.2.6.1 Composición típica de un arrabio para acería: • • • • • •

C: 4 - 4,5% Si: 0,5 - 1,2% Mn: 0,2 – 1,2% P: 0,15 – 0,2% S: 0,02 – 0,07% Fe: El resto.

10.2.6.2 Consumo de Coque Actualmente el consumo de coque por tonelada de arrabio producido esta en el orden de los 400 450 kg.; esto es posible al insuflar 150 m3/t de gas natural y con contenidos de oxígeno en el viento del 32% (170 m3/t). 10.2.6.3 Controles de Operación Los modernos altos hornos funcionan con un alto grado de automatización. Los controles son más eficientes desde las experiencias de apagados de hornos en marcha y su posterior corte (disección) que permitió observar las distintas zonas de elaboración del horno como en cámara detenida. Así se ha logrado determinar para cada alto horno su sistema, que sólo nombraremos, que se denomina Recta Operatoria. Ésta se construye con los balances térmicos y químicos del alto horno, a través de las distintas reacciones y el tenerla graficada permite observar en cuanto se aparta el funcionamiento del horno de su patrón ideal. 10.2.6.4 Los altos hornos en Argentina •

SIDERAR: el centro siderúrgico de General Savio (Ramallo) ex Somisa, a través de un plan de inversiones logró modernizar el equipamiento para el control del proceso, de accidentes y eliminando cuellos de botella e ineficiencias que impedían a los procesos posteriores obtener una mayor producción. El proceso de obtención en la plantas está formado por la planta de Sinter, la coquería, dos altos hornos y la acería al oxígeno. En la coquería, de 4 baterías con un total de 169 hornos de coquización, se elabora coque mediante destilación de carbón en ausencia de aire. En los altos hornos, partiendo de mineral del hierro, coque y sinter se obtiene arrabio líquido, el cual fluye por canales de colada y se transporta en vagones termo hacia la acería, en la cual por medio de 3 convertidores que se cargan con arrabio líquido y chatarra, se obtiene el acero después de un proceso de oxidación. Este acero es volcado en la cuchara para luego obtener los productos requeridos. En el año 1999 se despacharon 2.131.490 toneladas de acero. Los altos hornos a coque tienen las siguientes características:

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Alto Horno 1: Volumen: 1572 m3 Diámetro del crisol: 8,80m Cantidad de toberas: 20 Cantidad de piqueras: 2 Cantidad de escorieros: 2 Caudal de viento: 2820m3/min (2 turbosopladores c/u de 11270 hp) Temperatura del viento: 950 °c Sistema de carga: alimentación por medio de skip. Purificación de gas: carga de polvo (ciclones) y sistema de venturis (lavador) Capacidad de producción: 2300 t/dia un - 840.000 t/año Diseño: McKee Puesta en marcha: año 1960 con el nombre de somisa Alto Horno 2: Volumen: 2247 m3 Diámetro de Crisol: 9,75m Cantidad de Toberas: 27 Cantidad de Piqueras: 2 Cantidad de Escorieros: 1 Número de Estufas: 3 Caudal de Viento Soplado: 3500m3/ min (2 turbosopladores) c/u 23900 HP) Temperatura del viento: 1150 °C Sistema de Carga: Alimentación por medio de Skip Purificación de Gas: Trampa de Polvo y sistema de venturis Capacidad de Producción: 3630 t/dia - 1.32500 t/año Diseño McKee- Head Wrightson Puesta en Marcha: Año 1974 con el nombre de Somisa Producción Anual de aceros en desbastes (en miles de toneladas): Año 94/95 Producción (t) 1.461

95/96 1.706

96/97 1.858

97/98 1.922

98/99 2.070

97/98 2.057

98/99 1.987

Producción Anual de Arrabio (en miles de toneladas) Año 94/95 Producción (t) 1.513

95/96 1.639

96/97 1.897

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10.3 CONVERSIÓN AL OXIGENO

10.3.1 Evolucion del Proceso de Conversión para Fabricar Acero Con el desarrollo de los procesos de conversión al oxígeno, especialmente el del convertidor LD, se ha elevado notablemente la productividad de las acerías, constituyendo este acontecimiento un hito de capital importancia en la historia de la siderurgia. A efectos de apreciar esta aseveración, es conveniente efectuar una breve reseña histórica sobre la evolución de este procedimiento para fabricar acero. En 1855 Henry Bessemer inventó el convertidor que lleva su apellido. Es un método neumático, dónde se obtiene acero líquido a partir de un arrabio también líquido.

Figura 1. Convertidor Bessemer

En la figura superior, se observa que el reactor posee un fondo perforado por el que se insufla aire a presión. La corriente de aire atraviesa la masa de arrabio produciendo la oxidación de los metaloides que el mismo contiene (C, Si, Mn). Los óxidos resultantes se escorifican o escapan a la atmósfera como gases. El calor necesario para mantener el baño metálico líquido se genera solamente con las mismas reacciones exotérmicas de oxidación y escorificación, es decir que no necesita aporte calórico externo. 33

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Por su elevada productividad, este método tuvo difusión hasta el agotamiento de los yacimientos de minerales pobres en fósforo y azufre. Para afinar arrabios ricos en estos dos elementos, Thomas en 1877 reemplaza el revestimiento refractario sílico aluminoso utilizado por Bessemer por uno básico (dolomítico). De esta manera, podía adicionar cal dentro del convertidor para permitir la desfosforación y desulfuración. Asimismo el fósforo utilizado como elemento termógeno beneficiaba el balance térmico del reactor, lo que permitía la incorporación de pequeñas cantidades de chatarra doméstica, reciclando de esta manera los desperdicios de la planta. Sin embargo, debido a su carácter de procedimiento neumático, el inconveniente seguía siendo el elevado contenido de nitrógeno en el acero obtenido (varía entre 0.01 y 0.02 % de N), que le confería gran fragilidad y predisposición al envejecimiento, afectando de esta manera la soldabilidad, aptitud al embutido profundo y deformación en frío. Para disminuir el contenido de nitrógeno en el acero obtenido en el convertidor Thomas, entre los años 1935 y 1945 se intentaron diversas técnicas de inyección, enriqueciendo el aire soplado de oxigeno. Se llegó a trabajar con adiciones de hasta 35% de oxigeno, mejorando notablemente la calidad del acero. Sin embargo, la elevada temperatura que se producía a la salida de la tobera (hasta 2300 ° C) deterioraba sensiblemente el refractario de fondo. Ello, sumado al elevado precio que tenía el oxigeno en aquella época, hizo que estas técnicas no llegaran a afianzarse definitivamente. En la medida que se fueron desarrollando procesos para obtener oxígeno a bajo costo, se estudiaron métodos basados en la inyección de oxígeno puro por una lanza que se introducía por la boca del convertidor. Podemos dividir dichos procesos en dos técnicas básicas: 1. Convertidor con lanza LD 2. Convertidor rotativo con lanza inclinada Kaldo o Rotor El proceso LD tuvo su desarrollo en Austria, cuando este país debió reconstruir sus acería después de la Segunda Guerra Mundial. Las primeras coladas, ya a escala industrial, se efectuaron en las acerías Linz y Donawitz en 1952, resultando las primeras letras de dichas acerías las que dieron el nombre al método LD

Manga de oxigeno Revestimiento básico Baño de acero

Figura 2. Convertidor LD 34

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Esta primer producción de “acero LD”, fue la culminación de experiencias iniciadas por el profesor R. Durrer en el año 1949. Como puede observarse en la figura, el método consiste en inyectar oxígeno gaseoso puro (99.5 %) a alta presión, sobre un baño líquido de arrabio mediante una lanza que penetra por la boca del convertidor. Sin embargo, el valor del fósforo en el arrabio no debía ser mayor del 0.5 %, para ser afinado con la técnica de una escoria. Para tenores de fósforo superiores, existen variantes del método LD que permiten procesarlos (LD-AC y OLP) y que consisten en soplar oxígeno con una suspensión de pequeñas partículas de cal. La otra tecnología de soplado de oxígeno con lanza corresponde a los convertidores Rotativo y Kaldo. Se trata de reactores que rotan alrededor de su eje a gran velocidad. El Rotativo es un convertidor cilíndrico, cuyo eje es perfectamente horizontal.

Revestimiento básico

Acero fundido

Manga o soplador de oxigeno

Figura 3. Convertidor Rotatorio de Oxígeno En el caso del Kaldo su eje forma un ángulo grande con la vertical.

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Manga de oxigeno

Revestimiento básico

Eje de inclinación

Acero

Eje de rotación

Figura 4. Convertidor Kaldo en posición de soplado de oxígeno En estos procesos, la parte del revestimiento refractario que se encuentra en un momento dado por encima del baño metálico resulta en un momento dado por encima del baño metálico resulta calentada por los gases de escape, este calor es cedido al baño cuando esta zona del revestimiento es cubierta por el mismo. De esta manera se beneficia el balance térmico del proceso, que llega a admitir hasta un 40 % de chatarra en la carga (contra el 30 % del LD) Asimismo, la rotación produce una agitación del baño con una consiguiente activación de los intercambios del metal y escoria. Es posible así el afino de arrabios fosforosos. Sin embargo estos métodos no han tenido gran difusión por el elevado consumo de refractarios (debido a la erosión mecánica del baño metálico), su baja productividad (comparada con el LD) y lo costoso y complicado de su instalación. Por otra parte, las plantas siderúrgicas equipadas con convertidores Thomas seguían buscando alternativas económicamente convenientes para transformar sus instalaciones en acerías de conversión al oxígeno. Para aprovechar el mejor equilibrio entre escoria y metal que tiene el proceso de soplado por el fondo, se estudió el problema del prematuro desgaste del mismo. Para ello se utilizaron toberas que simultáneamente al soplo del oxígeno, en forma paralela y adyacente, insuflan un hidrocarburo cuyo cracking produce un efecto refrigerante en la zona, o vapor de agua con el mismo propósito. Estos procesos se conocen desde 1968: convertidor OBM y convertido LWS.

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Revestimiento básico

Liquido de protección (Conducto

Ducto general de oxigeno Distribuidor

Figura 5. Convertidor LWS

A partir de 1978 se desarrollaron convertidores que usan soplo combinado, es decir por el tope y por abajo. Se trata con ello de aprovechar las ventajas del agitado para mejorar la cinética de las reacciones, como la posibilidad del control de oxidación de escoria. 10.3.2 Fabricación de acero mediante proceso LD Como ya se ha expresado, el convertidor LD es un reactor abierto que se carga con un 80 % de arrabio líquido a 1350 ° C y un 20 % de chatarra de acero a temperatura ambiente, que son los aportadores del metal Fe.

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Figura 6. Perfil de dimensiones de los convertidores LD de diferentes capacidades y de uso más corriente El arrabio líquido contiene de 6 a 7 % de elementos oxidables: más de 4 % de carbono, aproximadamente 1 % de silicio y 1 % de manganeso y casi 0.1 % de fósforo. La combustión de estos elementos con el oxígeno es la única fuente de calor en el proceso LD, incluyendo el calor que se necesita para aumentar la temperatura del metal líquido de 1350 ° C hasta 1750 ° C en algunos casos y también para fundir la chatarra. Sin embargo, si no hubiera sido por el desarrollo de las plantas para obtener grandes volúmenes de oxígeno, el proceso LD no se habría podido desarrollar. El empleo de aproximadamente 57 Nm3 de oxígeno de alta pureza por tonelada de acero, que se sopla a una velocidad supersónica que excede el Mach 2, no sería posible sin grandes cantidades de oxígeno de alta pureza (99.5%) que se surte a la acería por tuberías. El LD desplazó rápidamente al horno Siemens – Martin (SM) como productor de acero. A continuación se enuncian algunas de las razones fundamentales:

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1. A capacidades de producción proporcionales, los costos de instalación, de un LD son casi las 2/3 partes de los costos para instalar un SM. 2. Los costos de operación del LD resultan aproximadamente la mitad que los de un SM. El costo del oxígeno resulta inferior que el de un combustible de buena calidad. 3. Su alta productividad; un LD puede alcanzar 550 ton/hora contra 75 ton/hora en el mejor caso para un SM. Esta alta productividad ha permitido la conexión de la colada continua al proceso, rediciéndose de esta manera el consumo de combustible de la planta e incrementando la productividad. 4. El LD permite fabricar aceros de bajo carbono de tan buena calidad o mejor que un SM. 5. Insensibilidad al precio y calidad de la chatarra (ya que su precio es muy fluctuante debido a la disponibilidad en el mercado). La chatarra representa sólo el 20-25 % de la carga y gran parte de la misma puede ser de retorno de la planta. Al emplear equipos y prácticas especiales, la carga de chatarra se puede reducir a un 12-15 % y el balance térmico (enfriamiento necesario) se ajusta con paletas de mineral de hierro, lo que resulta más económico. 10.3.3 Descripción de un convertidor LD El convertidor LD es un recipiente cuya porción inferior es cilíndrica (denominada barril) y la porción superior es abierta en forma de cono. En uno de sus lados posee un agujero de colada o piquera, encontrándose ésta arriba de la unión del barril y del cono. Sobre la boca, existe una campana de recolección de gases a efectos de minimizar la contaminación del aire, pudiendo bajar ésta sobre la boca del convertidor para formar un sello bastante estanco. El oxígeno se sopla desde arriba, por medio de una lanza que baja y se introduce al convertidor. El convertidor está diseñado para girarse hacia delante o hacia atrás. La inclinación hacia atrás, de casi 50°, se hace para cargar y muestrar: la inclinación hasta por debajo de la horizontal se emplea para vaciar la escoria remanente, después de la colada. El giro hacia el frente, de 135° o más, se empleará para vaciar el acero o sea efectuar la colada. La cuchara de acero se ubica debajo del convertidor en un carro que viaja sobre rieles y se retira desde abajo del convertidor, para que la grúa pueda levantar la cuchara de acero llena. Se usan aparatos complejos para la depuración de los gases que salen del reactor LD. Es difícil la limpieza del gran volumen de gases (humos), ya que las partículas son menores que un micrón. La pérdida de polvos en un LD representa normalmente del 0.5 al 2 % de la carga. Las acerías LD están constituidas generalmente por solamente dos convertidores; uno que está produciendo acero y el otro en reparación de su revestimiento refractario. La instalación de un tercer convertidor adicional permitirá, en principio, aumentar al doble la capacidad productiva de la acería. Hoy en día, la capacidad de un convertidor oscila desde las 30 toneladas hasta las 300 toneladas. En la figura siguiente, se detallan las dimensiones y los perfiles más utilizados para diseñar las corazas metálicas de los convertidores, en función del volumen requerido.

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Figura 7. Perfil de dimensiones de los convertidores LD de diferentes capacidades y de uso más corriente En la figura siguiente, se muestra un esquema de una Acería LD tradicional.

Figura 8.

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10.3.4 Forma de operar un convertidor LD Basculando el convertidor, la carga se inicia con la introducción de la chatarra mediante una batea que un puente grúa inclina frente a la boca del convertidor, permitiendo de esta manera la caída de la carga. Luego, se vierte el arrabio líquido utilizando cucharas cuya parte superior posee un diseño especial (en forma de pico), apropiado al trasvase del líquido. Estando el convertidor en posición vertical, se baja la lanza y se comienza a soplar oxigeno. Simultáneamente a ello, se efectúa la carga, a partir de tolvas especiales, de los escorificantes (cal, caliza, dolomita, espato-flúor, etc.) y del mineral de hierro. Una vez finalizado el soplado, se gira el convertidor en la misma dirección que la de la carga y se realiza la toma de muestras y la medición de temperatura. Siendo correcta la composición y temperatura del baño metálico, se bascula en convertidor en sentido contrario y se realiza la colada de acero a través del agujero de colada (piquera), que el convertidor posee y que permite el vaciado del mismo sin que mucha escoria pase a la cuchara de colada. La cuchara de acero es transportada por un carro automotor hacia el sector de lingoteo o de colada continua.

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Figura 9. Diversas posiciones del convertidor LD durante el trabajo. Durante la colada, en la cuchara, se realizan todas las adiciones necesarias para desoxidar y corregir la composición. La escoria se vuelca girando el convertidor hacia el lado opuesto al de colada, cayendo la misma a un pote soportado en un carro especial que lo lleva fuera del edificio. A continuación se detallan los tiempos insumidos en cada una de las etapas mencionadas anteriormente. Etapa Carga de chatarra y arrabio Soplado de oxígeno Toma de muestras y temperatura Colada de acero Vaciado de escoria Total

Tiempo Insumido (min.) 5.5 17.1 5.9 5.7 2.2 36.4

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10.3.5 Características metalúrgicas de la conversión de oxígeno puro Los fenómenos metalúrgicos se desarrollan en tres zonas perfectamente diferenciadas:

Figura 10. Principales zonas que se forman en el interior del convertidor La zona 1 es la pequeña zona sometida a la acción directa del chorro de oxígeno. Corresponde a un 3 % de la superficie total del baño. Las reacciones de oxidación se producen a temperaturas superiores a los 2500° C. una parte de los óxidos se desprende en forma gaseosa (CO, CO 2, SO2), mientras que la otra parte de los óxidos, junto con la cal que se agrega, forma un anillo de escoria activa.

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El oxígeno disuelto en adyacencias de la zona 1 se difunde rápidamente a la zona 2 del baño. Es así como se produce una circulación provocada por el aumento de densidad de la parte del baño de la zona 1, de cual se han eliminado los elementos que acompañan al hierro. Debido a que la densidad relativa de la zona 1 es aproximadamente 7.1 y 6.5 la de la zona 2, se produce un movimiento descendente del metal líquido, acompañado por un desprendimiento gaseoso provocado por la combustión del carbono. El metal afinado de la zona 1 se mezcla con la el arrabio de la zona 2 y como consecuencia de las altas temperaturas existentes, cede su exceso de oxígeno produciendo en consecuencia una desoxidación. El desprendimiento de CO favorece el descenso del metal afinado de la zona 1, pues las burbujas de CO dentro de la zona 2 acentúan la diferencia de densidades y favorecen el movimiento.

O2 CO

CO CO

Figura 11. Circulación del baño metálico originada por el desprendimiento de burbujas de CO Los óxidos así formados, son atrapados por la escoria de la zona 3. Dicha escoria de ferrita de calcio, puede fijar el pentóxido de fósforo. El FeO y MnO formados en la zona 1 y absorbidos en la escoria provocan en la zona 3 aparte del afino, una reducción del Mn. Una característica importante del proceso LD, es la regulación automática del afino. Cuando al final de la conversión son menores las necesidades de oxígeno y las velocidades de las reacciones disminuyen, la circulación del baño se frena sola. También cesa la ebullición del CO. Por lo tanto, el baño no puede seguir enriqueciéndose en oxígeno, porque tiende a tener una composición más homogénea.

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La operación del LD dura aproximadamente 36 minutos tiempo tap-to-tap, de los cuales 18 minutos corresponden al soplado. Se consumen 57 Nm3 de oxígeno por tonelada de acero, de los cuales 36 Nm3 son necesarios para la combustión del C, 4 Nm3 para la oxidación del Si, 8 Nm3 para la oxidación del Mn, 4 Nm3 para la escorificación del Fe y 2 Nm3 para la oxidación del P y S. El resto, 3 Nm3, pasa a los humos. 10.3.5.1 Química del afino del proceso LD El afino del arrabio líquido por oxígeno puro está regido por las reacciones clásicas de oxidación de las principales impurezas del arrabio: C, Si, Mn y P, acompañada por la reducción del nivel de azufre. La composición del arrabio cargado y del acero obtenido de una hornada típica es la siguiente:

Arrabio Acero

C (%) 4.30 0.08

Si (%) 1.20 0.00

Mn (%) 1.00 0.20

P (%) 0.12 0.02

S (%) 0.03 0.015

Fe (%) 93.4 99.7

El diagrama de Ellingham, abajo indicado, expresa que a la temperatura de fabricación del acero, el carbono, el silicio y manganeso son oxidados con preferencia al hierro. Sin embargo el fósforo y el azufre no pueden ser eliminados por oxidación a menos que la actividad de sus óxidos se reduzca, o sea en el caso del azufre que se forme sulfuro estable.

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Temperatura (°C) 0 500

1000

1500

2000

1/2 S2 + O 2

SO2

-50

2/5 P2 +O2

2/5 P2O5

2 Fe + O2

2 FeO

2 Mn +O2

2 MnO2

-100

Si +O2

SiO2

2 C+ O2

CO2

-150

-200

-250

Figura 12. Diagrama de Ellingham La reducción necesaria de la actividad del pentóxido de fósforo se alcanza por la formación de una forma básica, que también posibilita la estabilización del azufre en la forma de sulfuro. 10.3.5.2 Reacciones de afino Dentro del proceso coexisten tres fases distintas: atmósfera, escoria y el baño metálico. Dentro de la nomenclatura generalmente utilizada, las concentraciones de la fase gaseosa se indican entre llaves {

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}. Las correspondientes a la escoria se indican entre paréntesis ( ), mientras que las concentraciones de baño metálico se representan con una raya debajo. El proceso en sí, comienza cuando el oxígeno soplado se disuelve en el baño metálico según la siguiente reacción: ½ { O2 } -------- ›O Habiéndose disuelto el oxígeno dentro del baño metálico, se combina con el hierro disuelto formando óxido ferroso que va a la escoria: Fe + O ------------› (FeO) Es así como se produce la remoción del carbono, silicio y manganeso, ya sea por acción directa del oxígeno o a través de la escoria altamente oxidada: Carbono:

C + O -------------- › {CO} C + (FeO) -------------- › {CO} + Fe

Silicio:

Si + 2 O ----------------› (SiO2) Si + 2 (FeO) ---------------› (SiO2) + 2 Fe

Manganeso:

Mn + O ------------------› (MnO) Mn + (FeO) --------------› (MnO) + Fe

10.3.5.3 Desfosforación La oxidación del fósforo no se desarrolla preponderantemente en la profundidad del baño metálico, sino en la interfase metal – escoria de acuerdo a la siguiente reacción: 2 P + 5 (FeO) + 3 (CaO) ----------------- (3 CaO . P2O5) + 5 Fe Es así como el fosfato tricálcico se retiene con seguridad en la escoria. En ausencia de cal, el proceso de oxidación del fósforo es posible a temperaturas relativamente bajas (recordar el diagrama de Ellingham antes indicado), formándose fosfato de hierro 3 (FeO) . P2O5. Sin embargo, este compuesto es inestable a elevadas temperaturas y tiene lugar su descomposición y el paso del fósforo al metal. Por eso el papel principal en el traspaso del fósforo a la escoria lo juega el CaO con la condición de presencia del FeO en la escoria en una correlación determinada con el CaO. 10.3.5.4 Desulfuración Así como es fósforo, el azufre es una impureza nociva en el acero ya que éste posee una solubilidad ilimitada en el hierro líquido y limitada por el sólido. El acero con alto contenido de S al ser llevado

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a la temperatura de laminación, forma fases líquidas en los límites intergranulares ocasionándose desgarraduras y grietas durante el proceso de laminado. La reacción es la siguiente: Fe + S + (CaO)

-------------------› (FeO) + (CaS)

siendo ésta fuertemente endotérmica, requiriendo una temperatura elevada para proceder hacia la dereha. También es necesaria una buena agitación, la cual es favorecida en el proceso LD. El gran inconveniente es que la solubilidad del CaS en la escoria es limitada, a pesar de que se tenga alta temperatura y buena agitación, por ejemplo, si las muestras consecutivas indican: 0.035, 0.032, 0.029, 0.029 % de S; es que se ha alcanzado el límite de saturación de la escoria para el azufre bajo las condiciones dadas de temperatura y oxidación. El único remedio es hacer más escoria para incrementar la capacidad de absorción del azufre, lo que significa una mayor utilización de fundentes (cal y fluorita) lo que atenta seriamente contra los refractarios que conforman el revestimiento de trabajo del convertidor. Asimismo el FeO, resulta del lado derecho de la ecuación anterior, es decir que al comienzo la escoria debe ser reductora para crear las condiciones para desulfurar, sin embargo pasa lo contrario ya que LD es basicamente un proceso de oxidación y se genera mucho FEO; asi pues, una descarburación eficiente crea condiciones menos favorables para una buena desulfuración. Dicho de otra manera, la decarburación, la desilicación y la desfosforación son incompatibles con la desulfuración. Por otra parte, del diagrama de Ellingham surge que la eliminación del azufre por oxidación no es posible, dado que ningún óxido de azufre existe a las temperaturas de aceración. En conclusión: debe limitarse en lo posible el ingreso de S al LD. En la figura de la página siguiente se ha graficado la variación de algunos de los elementos que se encuentran dentro del baño metálico durante el soplado de oxígeno. 10.3.6 Revestimiento refractario para el convertidor LD Durante el periodo de afino tiene lugar una gran agitación del baño metálico, formación de escorias líquidas y espumosas que suben hasta el borde superior del recinto del convertidor, ataque de fluoruro de calcio (Fe2Ca), producción de altas temperaturas (aproximadamente 2600 ° C en los puntos de impacto de los chorros de oxígeno) y salida de gases portadores de partículas sólidas a alta velocidad (1500 ° C a la salida por la parte superior del convertidor)

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Figura 13. Variaciones que experimenta la composición del baño metálico en la fabricación del acero por el proceso LD A continuación se indican las solicitaciones que actúan sobre el revestimiento refractario.

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Figura 14. Solicitaciones

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En definitiva los esfuerzos a los que están sometidos los refractarios de un convertidor se clasifican en: 1. Mecánicos 2. Térmicos 3. Químicos En el gráfico siguiente se detallan cada uno de ellos: Térmicos Reacciones Exotérmicas

Soplo de Gases

Temperatura , Nivel y Duración

Mecánicos Intermitencia Operacional

Carga Impacto

Tensiones, Choque Térmico

Agitación del Baño Erosión, Abrasión

Montaje Esfuerzos de compresión y cizallamiento

Químicos Corrosión

Oxidación

Adiciones Escoria CaF2 Análisis, Temperatura, Permanencia, Cantidad, Fluidez

Atmósfera O2 CO CO2

Figura 15. Esfuerzos a los que están sometidos los refractarios de un convertidor

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El revestimiento refractario está formado generalmente por dos capas: a) Revestimiento de seguridad: conformado por ladrillos o bloques de magnesita con un espesor promedio de 150 mm, aplicado contra la corteza metálica. b) Revestimiento de trabajo: se aplica sobre el revestimiento de seguridad y es el que está en permanente contacto con el acero líquido. Sobre la calidad a utilizar en el revestimiento o camisa de trabajo existen distintas tendencias bien definidas. La europea, utilizando revestimientos de dolomita con espesores que van desde los 600 mm hasta 900 mm. Se utiliza una vez calcinada, molida, mezclada con alquitrán y prensada en bloques. El gran inconveniente de la dolomita es que es fácilmente hidratable y relativamente resistente a los cambios bruscos de temperatura. El agregado de alquitrán además de ligante, aumenta la resistencia a la hidratación y reduce el ataque de infiltración de la escoria. El consumo específico de los materiales refractarios dolomíticos es menor a los 5 kg/ton de acero. La duración de las campañas de estos revestimientos oscilan entre las 400 y 600 coladas. La tendencia americana es utilizar ladrillos de magnesita (MgO ---------› periclasa) La materia prima para su fabricación es abundante en América del Norte, ya sea bajo la forma de MgCO3 o en su defecto extrayendo la periclasa directamente del agua de mar. Se utilizan bloques de magnesita fabricados según diversos procesos: bloques ligados con alquitrán, bloques cocidos impregnados en alquitrán o ladrillos temperizados (a aproximadamente 200 º C el alquitrán fluye entre la mayoría de los poros y se polimeriza) El consumo de refractarios de magnesita en convertidores LD es menor a los 2.5 kg/ton de acero producido. La duración promedio de un revestimiento de este tipo fluctúa entre las 800 y 1600 coladas. Muchas acerías acostumbran a utilizar revestimientos compuestos, o sea formados por diferentes calidades según el desgaste a que está expuesta cada zona del convertidor. Se determina las solicitaciones a que está expuesto el refractario en esa zona y se elige la calidad que más se adapta a esa solicitación. A éste se le llama “revestimiento balanceado”.

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Figura 16. Revestimiento de convertidor mixto. Dolomía - Magnesia En la figura anterior puede verse la constitución de uno de estos revestimientos mixtos. En los últimos años los japoneses han introducido una nueva tecnología en materia de refractarios para convertidor: la magnesia – carbono (MgO - C), que consiste en mezclar junto con la periclasa partículas muy finas y muy puras de carbono, utilizando resinas fenhólicas como ligante. También se le adicionan elementos antioxidantes como aluminio o silicio a efectos de evitar la oxidación prematura del carbono. La MgO – C tienen como propiedad fundamental una excelente resistencia a la corrosión de las escorias. El consumo específico de refractarios de magnesia – carbono para LD es menor a 1.5 kg/ton de acero producido. En cuanto a campañas superan holgadamente las 2000 coladas. El desgaste durante la operación, generalmente no es homogéneo en todo el revestimiento de trabajo. Las distintas solicitaciones a las que está sometida cada zona del mismo, hace que el desgaste localizado sea mayor en unas que en otras. En caso del desgaste puntual alcance el revestimiento de seguridad implicaría la salida de operación de todo el revestimiento. Es por ello que se utiliza la técnica de reparación en caliente o “gunitado” que consiste en la proyección neumática de material refractario, después de cada colada, en aquellas zonas del revestimiento que presentan un menor espesor.

Materia l

Manguera de agua

Aire

Convertidor LD Tanq ue MD GUN

Manguera de material

Figura 17. Esquema de proyección en seco con lanza manual De este modo la recuperación del espesor por proyección prolonga gradualmente la vida del convertidor. El consumo de gunning varía entre 0.5 y 1 kg/ton de acero. La utilización de revestimientos cada vez más costosos y sofisticados, a efectos de obtener aceros de mejor calidad, ha hecho que uno de los principales objetivos de la acería sea disminuir el costo de refractarios por tonelada de acero producida.

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Para ello es necesario hacer un exhaustivo seguimiento y control del perfil de desgaste del revestimiento, a fin de implementar las medidas correctivas necesarias, a los efectos de prolongar la vida del revestimiento y que determinen una utilización racional del mismo. Existe un sistema de control de espesores por rayo láser que informa con la precisión adecuada la topografía del revestimiento, determinándose obviamente las áreas más críticas.

Figura 18. Sistema de control de espesores del refractario por rayo láser La información es registrada en un gráfico, obteniéndose el perfil de desgaste. A partir de ello, es posible programar la intensidad y frecuencia de las reparticiones con economía de tiempo y consumo proyectable. En el gráfico siguiente se observa que el costo específico del revestimiento disminuye en la medida que aumenta la vida del mismo, ya que el precio, que es fijo, se puede distribuir en un mayor número de coladas. Sin embargo el costo de proyección aumenta con el número de coladas.

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Costo por ton de acero

Costo total Costo mínimo Costo del proyectable Costo del revestimiento refractario Nro de Coladas Figura 19. Costos de revestimientos Si sumamos ambas curvas, obtendremos otra que determina un costo mínimo a partir del cual la prolongación de la vida mediante gunitado deja de ser económicamente conveniente, por lo que el revestimiento debe concluir su campaña.

10.3.7 Lanza de oxígeno La inyección de oxígeno al convertidor se hace a través de una lanza refrigerada por agua, constituida por tres tubos concéntricos sin costuras. La lanza en su extremo termina en una cabeza de cobre forjado o fundido. Esta cabeza es recambiable y se fija a los tubos de acero mediante una rosca o con una soldadura.

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Figura 20. Tobera de una boquilla / Cabeza de la tobera de tres boquilas El oxígeno se suministra por el tubo central, mientras que los dos exteriores sirven para suministrar y evacuar el agua. Aunque en los primeros años de desarrollo de los convertidores LD se utilizaban toberas de un solo orificio teniendo en cuenta que los mismos eran de baja capacidad., hoy en día con el aumento de las dimensiones de los convertidores y la cantidad de oxígeno suministrada se utilizan cabezas con varios orificios que permiten un soplado diseminado, aumentando así la superficie de reacción. Las toberas más utilizadas actualmente son las de tres orificios. Estos se disponen en forma de abanico, inclinados sus ejes en un ángulo de 6º a 15º con respecto al eje de la lanza. Se obtienen de esta manera importantes mejoras en el rendimiento metálico de la operación, en el control de la formación de la escoria, en la duración del revestimiento refractario y en la homogeneidad de la composición química y de la temperatura del baño. Las lanzas están provistas de un enérgico enfriamiento por agua. Por ejemplo, la lanza de un convertidor de 200 toneladas que posee tres orificios de 52 mm de diámetro, consume 200 m3 de agua por hora. La duración de las lanzas depende de la forma de operar de cada acería, pero se puede decir que su vida oscila entre 200 y 300 coladas. Cada convertidor generalmente posee dos lanzas conectadas permanentemente a los circuitos de agua y de oxígeno, encontrándose una en funcionamiento y la restante en reserva para el caso en que falle la primera. El caudal de oxígeno inyectado a través de la lanza varía entre 2 y 3 m3/min/ton de acero. El caudal de soplado y la distancia entre la punta de la lanza y el baño líquido tienen una capital importancia en el desarrollo del proceso de afino. La altura de la lanza respecto del baño varía entre 57

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1.2 y 2.5 metros. Se comienza soplando con la lanza alta, lo que permite la formación de una buena escoria desoxidante y desfosforante. A medida que avanza el proceso se disminuye la altura del soplado, o sea se baja la lanza para acelerar la decarburación. La regulación de la altura de la lanza es un problema delicado por cuanto un soplado demasiado alto puede sobreoxidar la escoria causando su inflamación y desborde por la boca del convertidor. Inversamente, alturas reducidas de soplado decarburan el baño rápidamente sin formar una buena escoria y en algún caso dada la alta velocidad del chorro de oxígeno (Mach 2), pueden ocurrir perforaciones del fondo del convertidor.

10.3.8 Sistemas de captación y depuración de gases En el proceso de fusión dentro del convertidor, especialmente en aquellos de gran capacidad, se crea una gran cantidad de gases. Los gases escapan del convertidor recogen y arrastran una cantidad importante de partículas de dispersión fina de óxidos de hierro, que se forman como resultado de la oxidación directa del hierro y que no tuvieron tiempo para asentarse en la escoria. En el caso de un convertidor cuya capacidad es de 100 ton puede generar aproximadamente 8000 m3/ colada lo cual implica una contaminación promedio de 50-150g/m3. teniendo en cuanta que las normas sanitarias aconsejan no superar los 2g/m3 de partículas existentes en los gases arrojados a la atmósfera, se hace necesario purificarlos previamente. Las instalaciones para ello representan una alta inversión ya que el costo de instalación de las mismas alcanza el 30% del costo de la acería propiamente dicha. Un buen sistema de captación y depuración debe ser capaz de aspirar, enfriar y depurar eficientemente los variables de volúmenes de gases que dejan la boca del convertidor, operando en forma regular o estable y tener bajos costos de operación. En general, todas las instalaciones incluyen una zona de captación, una de enfriamiento (por inyección de agua, por caldera de recuperación o por regeneradores refractarios), una primera separación de las partículas más gruesas, una segunda separación de las partículas más finas y finalmente la evacuación de los gases de la chimenea o al gasómetro de almacenamiento. a) La captación: Los gases que dejan el convertidor poseen un alto porcentaje de monóxido de carbono (alrededor del 80%), siendo el resto casi totalmente dióxido de carbono. Estos gases salen a una temperatura de aproximadamente 1500 º C. Para su captación se pueden plantear dos soluciones: 1- Permitir la entrada en la campana de captación de gases, del aire necesario para la combustión del CO y CO2. esto conduce a volúmenes elevados de gases y a la generación de importantes cantidades de calores. Para ello se debería disponer de una instalación de grandes dimensiones y de elevado costo operativo. 2- Evitar toda entrada de aire exterior en la campana de captación, permitiendo sólo la aspiración de gases provenientes del convertidor. De esta manera se obtienen instalaciones de dimensiones adecuadas al tratamiento de volúmenes significativamente menores de gases y asimismo no se necesita prever métodos para la extracción de calor producido por la combustión de CO. Existen métodos (japoneses y franceses), que trabajan según este principio, cerrando el espacio comprendido entre la boca del convertidor y la campana de captación, por medio de una chapa circular o pollera que se baja luego de comenzar el soplo. 58

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Figura 21. Sistema de captación de gases La estanqueidad del sistema es además asegurada por medio de una cortina de nitrógeno, o por el mantenimiento de una sobrepresión en la zona. Estas instalaciones deben estar además diseñadas para evitar toda infiltración de aire en el resto del sistema, a efectos de impedir la formación de mezclas explosivas Luego de la depuración, se obtienen importantes volúmenes de gases combustibles ricos (2000 Kcal/m3), que pueden ser utilizados en la misma acería o depositados en el gasómetro y así utilizados en el resto de la planta. En los últimos años se han desarrollados métodos que son en cierta medida una combinación de las soluciones 1 y 2. Definiendo así: n=

cantidad de aire exterior absorbido cantidad de aire teórico p/combustión total de CO

se utilizan hoy en día instalaciones que trabajan con n = 0.2 a 0.4, obteniéndose así beneficios de ambas soluciones: suavidad de marcha, volumen reducido de la instalación y costos razonables de operación. b) La depuración:

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Estas instalaciones sirven para la limpieza de los gases de escape, mediante la separación de las partículas en suspensión. Existen diversos temas: 1. Electroestático: se provoca la ionización de las partículas en suspensión mediante cambios de dirección y/o choques. Las partículas son sometidas posteriormente a un intenso campo eléctrico, establecido entre una sucesión de placas. 2. Venturi – Scrubber: se inyecta una lluvia de gotitas de agua en la corriente de gas sucio que atraviesa a gran velocidad la garganta de un venturi. La diferencia de velocidad entre partículas y gotitas de agua provoca choques en los que la partícula queda atrapada en la gotita formando así una unidad de masa mayor que es fácilmente eliminada de la corriente gaseosa por separación ciclónica o por cambios de dirección. Este sistema ha tenido una gran difusión. Se lo ha perfeccionado instalando venturis de garganta regulable, lo que incrementa la eficiencia de la limpieza para volúmenes variables de gases.

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Figura 22. Sistema Ventura-Scrubber 3. Filtros de tejido: las partículas son retenidas en la trama del filtro. Los filtros son sometidos a un movimiento vibratorio que permite que el polvo recogido caiga. Los gases limpios son evacuados a la atmósfera o almacenados cuando se trata de una instalación que prevé su recuperación. Las partículas separadas, que se presentan generalmente bajo la forma de una masa barrosa conteniendo aproximadamente 60% de Fe, son evacuadas o enviadas a una instalación de recuperación desde donde, luego de un secado conveniente son transferidas a los sistemas de sinterización de minerales de planta.

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Figura 23. Filtro de Tejidos 10.3.9 Elementos de control en el convertidor LD Es importante destacar que para un proceso que puede generar hasta 400 toneladas por hora, el acortar la duración de una colada, ya sea en solamente una fracción de minuto, puede representar beneficios significantes, si existe suficiente capacidad en la etapa subsiguiente (lingoteo o colada continua) para aceptar la cantidad de acero producida. El principal beneficio se debe obtener mejorando el desempeño de la primera afinación, es decir que se debe evitar volver a resoplar la colada cuando no se da con la composición química especificada, y también la velocidad y exactitud del control químico. El hecho de esperar de tres a cinco minutos para obtener el resultado de la muestra después de bascular el convertidor, puede representar una pérdida de producción importante. La mejora del control de la afinación se obtiene primero tratando de cargar siempre arrabio de calidad uniforme, lo que es más fácil de decir que de hacer en la práctica. Esto incluye el desescoriado cuidadoso de toda la escoria que trae el arrabio líquido, la cual sale del alto horno con alta proporción de azufre, que queda en el acero. La lectura del nivel de carbono por el recómputo continuo del balance de carbono, a través de los contenidos de CO y CO2 de los gases salientes, es todavía bastante incierta. La pérdida inicial de carbono durante la carga del arrabio líquido, no es determinable y se sabe que es bastante variable y el muestreo de los gases salientes (humos) está expuesto a errores instrumentales, tanto por la cantidad de gases y sus tipos que salen del convertidor (las filtraciones y los orificios son frecuentes

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obstáculos), como por el cambio de proporción de CO a CO 2 y vapor de agua, durante el enfriamiento de la muestra. Las mediciones de la intensidad del sonido como una medida del nivel de carbono tuvieron éxito en Europa, pero no en Norteamérica que prefirió intentar relacionar el nivel de C con la medida continua del peso total del convertidor durante el soplado, utilizando unos calibradores sensibles a la deformación. Un avance promisorio lo constituye la SUB – LANZA que es una lanza adicional que desciende en forma paralela a la lanza principal de soplado y cuyas funciones básicamente son las siguientes: • • • • •

Medición del nivel del baño Medición de la temperatura del baño Medición del tenor C del baño Medición de la solera del convertidor Extracción de muestras

Con anterioridad al desarrollo de la sub – lanza se tenía control solamente sobre los parámetros de entrada el sistema. A través de los balances de masas y de calores se plantearon modelos matemáticos que interpretan al modelo en sí, mediante el uso de una computadora digital. De esta manera, con la composición y temperatura del acero especificado, se calcula la cantidad de oxígeno a soplar y el volumen y composición de escoria para desfosforar y desulfurar, lo que determina la cantidad de cal y ferroaleaciones necesarias. Al final del soplo, se mide composición y temperatura del baño y se hacen las correlaciones correspondientes ya sea mediante adiciones o resoplando la colada, a efectos de lograr la calidad deseada. Este constituye un “control estático” y se basa solamente en el conocimiento de los parámetros iniciales del sistema. Con la introducción de la sub-lanza, que permite medir valores en varias oportunidades durante el proceso, es posible realimentar el sistema, corrigiendo durante el soplado las irregularidades detectadas a través de estas mediciones. Este tipo de control efectuado durante el soplado, se denomina “control dinámico”. Mientras que con el control estático se garantizan un 40% de coladas sin resoplo, con la utilización de la sub-lanza se llega a incrementar a un 90% el número de coladas sin resoplar. Sintetizando, el uso de la sub-lanza trae aparejado los siguientes beneficios: • • • • • •

Reducción del consumo de refractarios en el orden del 20-30% Aumento del rendimiento de Fe en un 0.8 – 1.3 % Reducción del consumo de ferroaleaciones en el orden del 1 a 2 kg/ton acero. Reducción del número de coladas resopladas a < 10% Reducción del tiempo tap-to –tap de 45’ a 35’ Reducción del costo de acero en el orden de 10 a 15 U$S/ton

Como contrapartida, la sub-lanza requiere un alto costo de instalación. Usualmente, la mejor herramienta de control es, en gran medida, el cuidadoso análisis estadístico del comportamiento de una gran número de coladas y la determinación del significado y la magnitud de los efectos de las variables individuales que actúan simultáneamente.

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10.3.10

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Usos de gases inertes

Hacia el final del soplo se acostumbra reemplazar la mayor parte o todo el oxígeno con un gas inerte, con el fin de minimizar la sobreoxidación del baño. La decarburación final se obtiene agitando el acero y la escoria y promoviendo así una reacción entre el FeO ya presente y el carbono, sin generar más óxido. Por lo tanto, la mejor desoxidación en el convertidor y la elevación ligera del rendimiento del Fe, parecen ser posibles, lo que a su vez puede dar una mejor recuperación de las adiciones aleantes y posiblemente un acero más limpio. El uso de argón evita la renitrogenización del baño del baño; si ésta no es indeseable, se puede emplear nitrógeno. Existen informes de que se ha tenido éxito con nitrógeno seguido por un barrido con CO2, aún cuando este último puede ser difícil de obtener en cantidad suficiente y de que es un oxidante alas temperaturas de aceración. Existen dos métodos: ya sea que el oxígeno se reemplace con argón a través de la lanza, o que el gas inerte se sople dentro de acero a través de varios bloques porosos, hechos en magnesita, que se localizan en el fondo del convertidor. Existen procesos muy satisfactorios, variantes del principio de soplo por el fondo. 10.3.11

Procesos de conversión por soplo combinado

Consiste en combinar la técnica de soplar oxígeno mediante lanza (LD) y la de soplar con el fondo utilizando un medio poroso. La utilización de ambas tecnologías permite obtener un proceso mucho más equilibrado. En el cuadro inferior se resumen las principales características de cada uno de los procesos.

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O2

O2

GLP

Soplo por arriba (Figura 28a) Alta temperatura de escoria (buena escorificación) Reacción metal – escoria lenta Agitación del metal pobre

O2

Soplo por fondo (Figura 28b) Baja temperatura de escoria (escorificación pobre) Reacción metal – escoria rápida Agitación del metal fuerte

O2, Ar N2, GLP

Soplo combinado (Figura 28c) Temperatura media de escoria (escorificación adecuada) Reacción metal – escoria equilibrada Agitación del metal razonable

En la última década este proceso se ha venido generalizando mundialmente gracias a los beneficios económicos y la calidad de acero obtenido. Otro motivo de esta expansión ha sido la rápida y fácil instalación, sumado al bajo costo que implica modificar los convertidores LD existentes. Dentro de los convertidores de soplo combinado se encuentran en operación los procesos LBE de origen europeo y el LD-KGC de origen japonés siendo este último el que parece marcar la tendencia futura. Teniendo en cuenta las reacciones de oxidación que se producen en la boca de las toberas del fondo del convertidor, verificándose allí las mayores temperaturas del proceso, fue necesario buscar un método para refrigerarlas a fin de evitar su rápida fusión. Las adiciones de vapor de agua al chorro de oxígeno fue una solución, pero aumenta el contenido de hidrógeno al acero, sin incrementar la capacidad de fusión de chatarra. Este conocimiento condujo al desarrollo del enfriamiento de las toberas con gas combustible. Las toberas son dos tubos concéntricos con el tubo exterior (anillo) que conducen gas natural u otro hidrocarburo a presión. Su disociación seguida por la combustión, toma un minuto, pero el tiempo de esta “microdemora” es suficiente para proteger las boquillas de las toberas y desarrolla suficiente calor para fundir importantes cantidades de chatarra. El consumo de gas es del 5 al 10 % de el del oxígeno. Un gran número de toberas se localiza en el fondo del convertidor, dispuestas en general en cuatro hileras de a siete.

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El polvo de cal, fino y bien dimensionado, se sopla simultáneamente dentro del chorro de oxígeno. De esta manera la escoria se forma muy pronto y a menor temperatura, lo que promueve una mejor desfosforación lo cual también da un mayor tiempo para la desulfuración. Como el oxígeno se dispersa bien y el soplo es más calmado, se generan menos humos ricos en hierro y producen una ganancia de ¼ % del rendimiento. Además, el mezclado más íntimo del oxígeno y del acero da un menor nivel de oxidación del último (mayor eficiencia de oxidación) para niveles comparables de carbono y manganeso, con otra pequeña ventaja de rendimiento. Por lo que el rendimiento de un convertidor de soplo combinado es aproximadamente 1 a 2 % más alto que el de un LD, si ambos usan cargas similares. Siempre que el flujo de oxígeno (y el de cal en polvo) se detengan, se deberá soplar un gas inerte, usualmente nitrógeno, a través de las toberas del fondo para evitar que se tapen lo cual de hace automáticamente o en forma manual cuando el horno bascula. Una práctica de resoplo como esta promueve la reacción del carbono con el oxígeno residual disuelto en el acero y sirve como desoxidante moderado, además de su efecto refrigerante. Las ventajas de las menores pérdidas por oxidación y por tanto, de una menor cantidad de calor generada por el convertidor, hace que el soplo combinado tenga menor capacidad de fundir chatarra que un LD. A fin de mejorar ello, se han introducido en este proceso quemadores laterales para fundir chatarra. Uno de los problemas actuales del soplo combinado consiste en sincronizar la vida del fondo intercambiable con la del cuerpo del horno; el objetivo es utilizar 2 o 3 fondos a ½ a 1/3 de la campaña del convertidor. Las mejoras en el diseño y en los refractarios pueden eliminar este problema.

10.3.12

Posibles desarrollos futuros en la conversión al oxígeno

Existen pocas dudas acerca de que en el futuro las pequeñas operaciones de aceración se basarán en el proceso con horno de arco eléctrico, mientras que las grandes producciones provendrán de la aceración básica al oxígeno. casi el 70 % de la producción mundial de acero actualmente se fabrica mediante convertidores al oxígeno y con una tendencia definitiva a reemplazar a los hornos Siemens – Martin. Para el futuro sería previsible los siguientes desarrollos: 1. Convertir las instalaciones LD existentes en alguna de las versiones de soplo combinado. 2. La ingeniería de los convertidores se concentrará en un mayor cerramiento de las bocas a efectos de mejorar el control de la contaminación, permitir la recuperación de gases para mejorar el balance energético del mismo. 3. Tratar de utilizar el gas producto de la coquería para proteger las toberas en los convertidores de soplo combinado. 4. Desarrollar métodos de precalentamiento de chatarra dentro del convertidor para incrementar la carga de chatarra. 5. El arrabio líquido se deberá desulfurar previamente. 6. Adoptar la sub-lanza como una herramienta para mejorar el control sobre el proceso para mejorar la calidad del acero. La misma deberá ser soportada por el control computarizado del soplo final.

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7. Se dará mayor atención al diseño de la lanza y a su posición; la “lanza rotatoria”, desarrollada recientemente (1 a 5 rpm, hasta el 40 % fuera de la central del horno) puede lograr cierta adopción. 8. Utilizar en lo posible al convertidor como reactor de fusión, transfiriendo la mayor cantidad de operaciones metalúrgicas a la cuchara de colada (metalurgia de cuchara). 9. Aumentar la vida de los refractarios utilizados en los convertidores.

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10.4 HORNOS ELÉCTRICOS 10.4.1 1. Clasificación de los Hornos Eléctricos Hornos eléctricos: • • •

Hornos de resistencia Hornos de inducción Hornos de arco

Para la fabricación de aceros, el horno de arco es el tipo más utilizado; le siguen los hornos de inducción. Los hornos de resistencia no se utilizan debido a las altas temperaturas involucradas pero si para el calentamiento de otros metales. 10.4.2 Hornos eléctricos de resistencia Se definen como hornos de resistencia aquellos que utilizan el calor disipado por efecto Joule en una resistencia ohmica, que puede estar constituida por la carga misma a ser calentada (hornos de calentamiento directo) o por resistencias adecuadas independientes de la carga (hornos de calentamiento indirecto), por las cuales circula corriente eléctrica. En los hornos de calentamiento directo, el material se coloca entre dos electrodos (en contacto directo con ellos), ofreciendo una resistencia al paso de la corriente, y calentándose. Estos hornos encuentran aplicación generalmente en el tratamiento térmico de metales (Figura N°6).

Pieza Electrodo s

Figura N°6. Principio de Funcionamiento del Horno Eléctrico de Resistencia

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10.4.2.1 Hornos Eléctricos de Resistencia de Calentamiento Directo En los hornos de calentamiento indirecto, el material es calentado por radiación, por convección y/o por conducción mediante resistencias colocadas de forma adecuada. La carga a calentar y las resistencias se encuentran contenidas en una cámara aislada térmicamente por medio de materiales refractarios y aislantes (Figura N°7).

Elemento calefactor

Pieza

Refractario Convección Radiación Conducción

Figura N°7. Horno de Calentamiento Directo

10.4.2.2 Calentamiento Indirecto Entre las aplicaciones metalúrgicas de estos hornos se encuentran la fusión y mantenimiento de temperatura de metales, generalmente de bajo punto de fusión (aluminio, plomo zinc, estaño, cobre, etc.) y el tratamiento térmico de metales. Los materiales para las resistencias deben poseer, entre otras características, una elevada resistividad eléctrica, alta temperatura de fusión, y resistencia a la oxidación en caliente y a la corrosión en el ambiente gaseoso producto de las reacciones químicas en juego. El tipo de resistencia a escoger para un horno determinado se vincula principalmente a la temperatura de trabajo de éste. Se tienen: a) Resistencias metálicas a.1) Aleaciones austeníticas. Son aleaciones Ni-Cr-Fe para temperaturas de hasta 850°C, dependiendo de los contenidos de estos elementos. a.2) Aleaciones ferríticas. Son aleaciones Cr-Fe-Al (Kanthal, etc.) para temperaturas de 1100 a 1300°C. b) Resistencias no metálicas

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b.1) Tubos a base de carburo de silicio para temperaturas de hasta 1500 °C. b.2) Silicato de molibdeno para temperaturas de hasta 1700 °C. b.3) Grafito y molibdeno (en pastillas, cilindros o granulados en tubos) para temperaturas de hasta 1800°C. Las resistencias metálicas se utilizan en forma de hilos con diámetros variables de fracción de mm a unos 6 mm, comúnmente enrollados en forma helicoidal. Las resistencias no metálicas están constituidas por tubos fijados horizontalmente entre dos paredes del horno o verticalmente entre el piso y la cubierta.Hornos Eléctricos de Inducción La circulación de la corriente eléctrica en cualquier conductor genera un campo electromagnético a su alrededor. En el caso que este conductor tenga forma de bobina (solenoide), el campo electromagnético generado está concentrado y con sentido único en el interior de la bobina, mientras que en el lado externo tiene tendencia a dispersarse. Si en el interior de esta bobina existe un núcleo de material metálico, éste será sede de corrientes parásitas (corrientes de Foucault), las cuales lo calientan. Para evitar que haya sobrecalentamiento de las estructuras metálicas externas a la bobina por la acción del campo electromagnético disperso, la bobina es circulada por núcleos constituidos de acero al silicio que conducen el campo externo evitando su dispersión y actuando como blindaje. Colocando en el interior de la bobina, un crisol de material refractario con una carga metálica, se puede aumentar la potencia de la bobina al punto de que las corrientes inducidas fundan esa carga. Se puede decir que la bobina actúa como el primario de un transformador y el sólido metálico en su interior representa el secundario. Las transformaciones de energía en este tipo de horno son: • •

En el primario: de energía eléctrica en magnética. En el secundario: de energía magnética en eléctrica y, finalmente, de energía eléctrica en calor.

El calentamiento por inducción utiliza las propiedades del campo magnético para la transferencia de energía eléctrica en energía calorífica, sin recurrir al contacto directo. La bobina de los hornos de inducción es de cobre. Se consigue un mayor rendimiento en la fusión del material, producto del campo eléctrico, cuanto más delgada sea la pared refractaria. Debido a esto, la bobina debe ser refrigerada internamente con agua. La temperatura de la bobina no debe pasar los 45 °C, ya que a los 60 °C se favorece la formación de incrustaciones que tienden a cerrar los canales. La intensidad de las corrientes inducidas es función de la potencia de la bobina, que a su vez es proporcional al volumen de material a ser fundido. La frecuencia de alimentación de la bobina es uno de los parámetros importantes de los hornos a inducción, cuya definición está íntimamente ligada a la aplicación del horno. Los hornos de inducción se pueden clasificar por su frecuencia de trabajo, como: • • •

Hornos de baja frecuencia o frecuencia de línea si esta corresponde a la corriente suministrada exteriormente: 50 ó 60 Hz. Hornos de media frecuencia: 200 a 10000 Hz. Hornos de alta frecuencia: sobre 10000 Hz.

frecuencia de la

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Los hornos de inducción específicamente utilizados para la fusión de metales se subdividen en: • •

Hornos de canal Hornos de crisol

Los primeros operan siempre a la frecuencia de la red (50-60 Hz), mientras que los segundos, en función del tamaño del equipo, de la aplicación y la potencia, pueden ser de baja frecuencia (50-60 Hz), de media frecuencia (150 a 10.000 Hz) y, en casos muy especiales, de alta frecuencia (más de 10 kHz). 10.4.2.3 Hornos de Canal Los hornos de canal se utilizan preferentemente para mantenimiento de la temperatura de un baño de metal líquido. El principal elemento del horno es un canal cerrado de revestimiento cerámico, que es llenado con metal procedente del baño del horno (Figura N°8).

Horno Estructura

Revestimiento

Bobina Núcleo Canal

Figura N°8. Horno de canal El horno de canal esta constituido básicamente por: • •

Un inductor compuesto por un núcleo magnético cerrado, una bobina primaria y un anillo secundario de metal fundido que llena un canal de material refractario. Un cuerpo de horno situado encima o a un lado del inductor cuya capacidad de metal es netamente superior a la del canal.

El principio de funcionamiento es el mismo de los transformadores eléctricos: el paso por el primario de una corriente alterna de frecuencia normal produce un campo magnético, también alternativo, que se canaliza por el núcleo de chapa magnética y da lugar a una corriente inducida en la espira única de metal fundido. Dicha corriente eléctrica inducida se transforma en calor por efecto Joule, elevando consiguientemente su temperatura. 71

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10.4.2.4 Hornos de Crisol Los hornos de crisol no requieren núcleo ni canal con metal fundido, siendo la bobina primaria tubular, refrigerada y enrollada alrededor del crisol (Figura N°9).

1-

Bobina

2-

Revestimiento

3-

Baño metálico

4-

Corriente

5-

Límite de carga

6-

Estructura

Figura N°9. Horno de Crisol Este tipo de horno se utiliza con preferencia para la producción de aceros y aleaciones especiales. Generalmente son de media o alta frecuencia y el equipo eléctrico requiere de un motor generador de alta frecuencia, además de un equipo de condensadores para regular la corriente, junto con un transformador para reducir el voltaje. En un sistema de fusión inductiva los parámetros que están íntimamente ligados son: • • • •

Material a ser fundido, determinado por el usuario. Tamaño del horno, determinado, generalmente, por el tamaño de la mayor pieza producida. Potencia, según la producción por hora necesaria. Frecuencia, de acuerdo con los tres parámetros anteriores.

En función de dichos parámetros, el fabricante podrá determinar la mejor combinación y suministrar el equipamiento más adecuado. Los hornos de baja frecuencia normalmente son de gran capacidad, de unas 6 a 60 tons. Con potencias de 1000 a 17000 KW. Los hornos de media frecuencia varían desde pocos kilogramos (Ej. 2 Kg.) a 10000 Kg., con frecuencias entre 200 Hz a 10000 Hz, y potencias desde unos pocos KW (Ej. 3 KW) a 3000 KW o más.

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10.4.3 Hornos Eléctricos de Arco 10.4.3.1 4.1. Clasificación: Hornos eléctricos de arco: •

Arco directo: • de solera no conductora • de solera conductora

•

Arco indirecto

a)

b)

Figura N°10. Hornos Eléctricos de Arco Directo a) Solera Conductore, b) Solera no Conductora

Figura N°10. Hornos Eléctricos de Arco Indirecto 10.4.4 Características Generales En 1878 Wilhem Siemens patentó el primer Horno Eléctrico de Arco con electrodos horizontales 73

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para fabricar acero.

En 1879 Wilhem Siemens patentó un segundo horno con dos electrodos verticales, uno superior que atraviesa la bóveda y otro inferior que atraviesa la solera del horno. En ambos casos la energía eléctrica era suministrada por un dínamo. En los hornos de arco indirecto, el arco se establece entre los electrodos, por encima de los materiales a fundir. La transmisión del calor se realiza por radiación y convección. El principal inconveniente de este sistema es que la temperatura del arco es muy elevada (superior a 3000º C) y como el aire posee bajo coeficiente de transmisión de calor, las paredes y en particular la bóveda son fuertemente dañadas. El paso siguiente en el desarrollo de la utilización de energía eléctrica fue la utilización del arco directo (establecido entre el electrodo y el baño), o sea que una corriente monofásica (2 electrodos) forma arcos entre cada electrodo y el baño; circula corriente a través del metal y al calentamiento producido por los arcos, se agrega el producido por la resistencia del propio metal. El desarrollo de los electrodos tuvo decisiva influencia en el desarrollo del horno eléctrico. Los primeros electrodos eran de carbón y alquitrán. Posteriormente fueron reemplazados por electrodos fabricados a partir de coque de antracita, con bajos tenores de cenizas, sometida a un proceso de calentamiento para eliminar sustancias volátiles, luego se pulveriza, se mezcla con un ligante, es moldeado, prensado y sometido a una temperatura de hasta 2000º C y a un enfriamiento lento de varios días. Durante mucho tiempo, el horno eléctrico estuvo restringido a bajas capacidades de operación, debido a limitaciones de la alimentación en energía eléctrica. El precio elevado del kilowatt x hora constituía un importante factor en los costos de fabricación, como así también el costo de los electrodos. Con este costo tan elevado sólo podría ser que un acero eléctrico equivaliese a un acero de media o alta aleación. Hoy en día, el progreso técnico ha modificado considerablemente la posición del horno eléctrico. Las potencias específicas elevadas en el transformador (500 KVA/t) permiten fabricar hornos de gran tonelaje (mayores de 100 t) con gran velocidad de carga y de fusión. Las limitaciones pueden surgir más bien de las instalaciones del sistema eléctrico suministrador de energía, de la carga máxima que pueden soportar los electrodos y de las características de los refractarios utilizados. El tipo de horno más utilizado en la industria siderúrgica es el de corriente trifásica con tres electrodos y solera no conductora. La Figura N°11 representa esquemáticamente el corte de un horno eléctrico de arco. La Figura N°12 muestra el corte de un horno eléctrico con referencia a los refractarios empleados. La Figura N°13 muestra los componentes de la parte mecánica de un horno de arco. Los hornos básicos son los más importantes en la fabricación de aceros de calidad. Su solera se prepara con ladrillos de Magnesita o Dolomita. Los hornos ácidos se emplean mucho menos y se usan casi exclusivamente para fabricar piezas de acero moldeado.

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Figura N°11. Esquema De Un Horno Eléctrico De Arco 1. Horno 2. Revestimiento refractario del crisol 3. Bóveda móvil 4. Cremallera de volteo 5. Salida de acero 6. Sistema de basculación 7. Electrodos 8. Transformador 9. Mordaza y porta electrodos 10. Boquilla de electrodo 11. Baño líquido 12. Piso o solera

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Figura N°12. Corte del Horno Eléctrico

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Figura N°13. Componentes de la parte mecánica 1. Cuba de horno 2. Puerta de escoria del horno 3. Piquera 4. Bóveda 5. Estructura soporte de bóveda 6. Mordaza de electrodo 7. Brazo portaelectrodo 8. Tubos portacorrientes 9. Pared caseta transformador 10. Cables flexibles refrigerados por agua 11. Columnas de accionamiento de electrodos 12. Plataformas de acceso 13. Mecanismo de elevación de bóveda 14. Mecanismo de giro de bóveda 15. Mecanismo de bloqueo de horno 16. Cremalleras 17. Cilindro de basculación 18. Patines de basculación 19. Plataforma de servicio

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10.4.5 Principales Componentes de la Instalación A continuación, se indican las partes más importantes necesarias para el funcionamiento de un horno eléctrico de acero: a) Instalación de alta tensión b) Transformador de horno y elementos complementarios c) Sistema de regulación automática de la corriente eléctrica d) Horno propiamente dicho

Las Figuras N° 14 y 15 presentan un esquema general y del circuito eléctrico de un horno de arco. Figura N° 14. Esquema General Horno Eléctrico

10.4.5.1 Instalación de Alta Tensión La energía eléctrica se recibe en las fábricas a alta tensión, generalmente entre 33000 y 220000 V.c.a. A la llegada se dispone, en ocasiones, de una central de transformación fuera de la acería que reduce esa alta tensión a otra más baja al nivel de distribución de la fábrica, que suele ser de 13000 a 33000 V.c.a. La instalación posee interruptores automáticos que desconectan la corriente cuando alcanza valores peligrosos aislando el circuito eléctrico del horno de la red exterior. 78

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10.4.5.2 Transformador del Horno

En las proximidades del horno se encuentra su transformador con sus elementos complementarios. Las entradas de corriente se suelen hacer a 13000 o a 33000 V.c.a. La salida tiene tensiones variables de 80 a 850 V, que son las más adecuadas para el proceso. Por lo tanto se puede trabajar durante la colada de diferentes tensiones según convenga. La potencia de los transformadores varía de 1 a 120 MVA, según la capacidad productiva de los hornos. Figura N° 15. Circuito Eléctrico Horno de Arco

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Dentro de la subestación propia del horno los elementos principales son: (Figura N° 15) • •

• •

Los seccionadores de entrada con fusibles, (1) para la instalación eléctrica del horno y (2) para la puesta a tierra de la línea de entrada. El interruptor general (3), de diseño específico para hornos de arco, que permite un alto número de maniobras de desconexión del horno en carga. Los dos tipos más utilizados son el interruptor de vacío y el de aire comprimido, quedando para bajas potencias el interruptor magnético al aire. El transformador de horno (4) para reducir la tensión de entrada (10 a 40kV y muy frecuentemente 30kV) a las tensiones requeridas para el funcionamiento del horno. Es frecuente, en algunos casos, el sistema de protección (5) con pararrayos autoválulas de ZnO.

A ambos lados del interruptor general (3) se disponen los transformadores de medida de tensión (6) e intensidad (7) en alta tensión. Asimismo, en el lado secundario del transformador principal se disponen los transformadores reductores de tensión y de medida de intensidad (8), cuyas señales van al panel de control y al equipo electrónico de regulación de electrodos. Por las intensidades muy altas del circuito secundario a tensiones del orden de 1.000 V y las elevadas tensiones del primario del transformador (normalmente 10 a 40kV pero pudiendo llegar en ocasiones a 110-220kV), es extremadamente importante cuidar al máximo los detalles del embarrado y cableado correspondiente para asegurar un funcionamiento continuo, en muchos casos de 24 horas/día, 7 días/semana. 10.4.5.3 Sistema de Regulación Automática Para conseguir una adecuada marcha de los hornos eléctricos de arco, es fundamental contar con una correcta regulación de los electrodos. Durante el proceso varía la distancia entre los electrodos y la chatarra o entre los electrodos y el baño y es necesario disponer de mecanismos reguladores de esas distancias para conseguir uniformizar la intensidad o la potencia del arco. En la actualidad, se utilizan sistemas electro-hidráulicos automáticos de respuesta rápida. Se procura conseguir una potencia constante en función de la intensidad de corriente y la tensión 10.4.5.4 Horno Propiamente Dicho Sus partes principales son: cuba, bóveda, paredes y solera; electrodos y mecanismos de basculación. En la Figura N° 16 se representa el conjunto de horno de arco tipo. •

Cuba

La cuba del horno se construye con chapa de acero soldada revestida interiormente con material refractario. Posee una puerta que en los primeros hornos se empleaba para la carga de chatarra. Posteriormente al hacerse la carga por la bóveda, se utiliza para el control de la colada y agregado de ferro-aleaciones. Los hornos grandes tienen un canal de colada o piquera en la zona opuesta a la de la puerta de trabajo. Por el canal de colada sale el acero que se cuela en la cuchara cuando se bascula

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el horno. •

Bóveda, Paredes y Solera

La bóveda se construye con ladrillos refractarios de formas especiales sobre un anillo metálico generalmente refrigerado, que luego se apoya sobre la cuba. Suele tener 3 agujeros simétricos para que pasen a través de ellos los electrodos y en ocasiones, hay otro agujero para la extracción de gases que van a la instalación de depuración. Todos los hornos de más de 2 t son de bóveda móvil y la chatarra se carga con cesta por la parte superior. Durante el cargado, se levanta la bóveda con los electrodos y luego este conjunto gira, dejando la cuba dispuesta para que se introduzca la cesta. •

Electrodos

Su diámetro varía desde 60mm para hornos de 5t hasta 800mm para hornos de 350t. Su longitud varía de 2 a 3m y se usan con otros, a medida que se van gastando, por medio de piezas troncocónicas roscadas que se colocan entre cada dos electrodos. Los electrodos se sujetan con mordazas de cobre refrigeradas por agua, a barras horizontales. •

Mecanismos de Basculación:

Cuando se termina la colada, es necesario bascular el horno para transferir el acero a la cuchara. Se utilizan mecanismos hidráulicos o electromecánicos que, haciendo girar al horno, permiten que salga el acero a través del agujero de colada y caiga a la cuchara que se encuentra a un nivel inferior.

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Figura N° 16. Conjunto de Horno de Arco Tipo

1.Superestructura 2. Cuba 3. Bóveda 4. Vigas de suspensión 5. Mecanismo elev. y giro 6. Cilindros de basculación 7. Cables eléctricos 8. Brazos portaelectrodos 9. Mordazas portaelectrodos 10. Tubos portacorriete

10.4.6 Fabricación del Acero en Horno Básico Usualmente, el horno eléctrico se alimenta con carga fría: chatarra 100% o con hierro esponja 70% y chatarra aproximadamente 30%. El proceso de afino está sujeto a las variaciones en composición y fuentes de a chatarra, lo que también determina los fundentes. El afino puede diferir con respecto a las exigencias de calidad requeridas por la aplicación del acero

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a fabricar. El horno eléctrico presenta una gran flexibilidad para fabricar una gama de calidades, desde aceros efervescentes hasta los aceros de alta aleación para herramientas y aceros inoxidables. El proceso implica la utilización de escorias básicas, que pueden ser oxidantes o reductoras. Sus principales constituyentes son los silicatos de calcio fabricados con cal cargada como fundentes y la sílice derivada de los minerales y de la oxidación del silicio de la carga. En las escorias básicas también están presentes MgO y Al2O3 absorbidos de los refractarios y en gran menor impurezas de las materias primas y pequeñas cantidades de fluoruro de calcio o espatofluor, agregado para facilitar la disolución de la cal y decrecer la viscosidad de la escoria. La escoria básica oxidante contiene 10-45% de FeO con menores porcentajes de MnO y otros elementos oxidantes que pueden derivar de la carga. En las escorias básicas reductoras, los contenidos de FeO y Fe2O3 son extremadamente bajos. Se les agrega un agente reductor (2½ %) que puede ser carbón o carburo de calcio, ferrosilicio y ocasionalmente aluminio. La aplicación de las escorias básicas se resume en las prácticas mencionadas a continuación. 10.4.6.1 Con Doble Escoria Se lo considera como la marcha clásica del horno eléctrico, empleada durante muchos años para fabricar aceros de muy alta calidad. En esta práctica, el fósforo se oxida en el primer período oxidante y al sacar del horno la escoria oxidada que se forma sobre el acero, se elimina esa impureza. Luego se añade carbón al baño desnudo, con cal y espatofluor. Se forma una escoria básica y reductora con carburo de calcio que elimina el azufre con gran facilidad a la par que desoxida el acero. El proceso completo está constituido por 7 fases principales: a) Cargado del horno b) Conexión de la corriente eléctrica. c) Fusión de la carga. d) Período oxidante o de afino (se elimina fósforo) e) Des-escoriado f) Período des-oxidante (se elimina azufre) g) Colada del acero. h) Inspección del horno, reparación de refractarios. 10.4.6.2 Oxidante Semejante al Horno Siemens Este proceso es de corta duración; se utiliza generalmente en los hornos de Ultra Alta Potencia (UHP) para fabricar aceros baratos al carbono, en competencia con los aceros Siemens o con los del convertidos LD. Se emplea una sola escoria oxidante, similar a la de los hornos Siemens. Con esta operación, se elimina fósforo y un poco de azufre, pero en este caso, cuando se desea trabajar un acero de calidad, se debe evitar que la chatarra contenga un alto % de azufre. 10.4.6.3 Oxidante pero con Rápida y Breve Formación de Escoria Reductora al Final Es similar al anterior, pero al final del proceso, se forma rápidamente una escoria reductora que, sin mantenerse largo tiempo como en el caso de dos escorias, sirve para producir una desoxidación y 83

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desulfuración sensible en el baño. Este método es más rápido que el (1) y de menos costo. El contenido de fósforo en la chatarra debe ser bajo, ya que no se elimina completamente como en (1). 10.4.6.4 Formando Solamente Escoria Reductora: Se utiliza para aceros de alta aleación, donde es necesario impedir la pérdida de los elementos de aleación por oxidación. Se debe ajustar la composición de la carga en carbono y fósforo. Obviamente se obtiene una muy buena desulfuración. 10.4.6.5 Escoria oxidante que se transforma en reductora. Se utiliza para la fabricación de aceros inoxidables y de alta aleación, donde se requiere la eliminación de carbono (de ahí la etapa oxidante) y también una etapa reductora que permite recuperar el cromo.

10.4.7 Hornos Eléctricos de Ultra Alta Potencia (UHP) Hasta no hace demasiado tiempo, se consideraba el horno eléctrico para la preparación de aceros especiales de media y alta aleación. El horno eléctrico estuvo restringido a las bajas capacidades debido a las limitaciones de alimentación eléctrica, junto con los elevados costos del Kwh y de los electrodos. Sin embargo, la situación se ha modificado sensiblemente. Actualmente el acero producido en hornos eléctricos representa alrededor del 20% de la producción mundial. La expansión del uso del horno eléctrico se debe a la conjunción de dos factores: a) La disminución del precio de la energía eléctrica, en relación a otras fuentes de energía y la mejora en la calidad de los electrodos. b) El desarrollo del horno eléctrico de ultra alta potencia (UHP). La potencia instalada de esta nueva generación de hornos sobrepasa los 500 KVA/t. La introducción de la ultra alta potencia permitió obtener una secuencia de coladas suficientemente elevada como para tornar competitiva la tecnología del horno eléctrico. En los hornos de media y alta potencia, la duración de la fusión era de 2-3 hs, mientras que en un horno UHP, la duración de la fusión (aceros al carbono con una sola escoria) es de 1-1½ hr. (Figura N° 17).

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Figura N° 17. Evolución de los Hornos Eléctricos

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Datos relativos de 2 hornos de alta potencia CARACTERISTICAS * Horno Peso de la carga (t) Diámetro de cuba (mm) Diámetro electrodos (mm) Revestimiento refractario: - Paredes - Solera - Bóveda * Transformador Potencia Aparente (MVA) Potencia Específica (KVA/t)

HORNO A

HORNO B

62 5180 500

135 6700 500

magnesita dolomita Al2O3

magnesita dolomita Al2O3

34,2 550

80 590

* Funcionamiento Duración total de la elaboración (hr) Operaciones auxiliares (min) Fusión (min) Afino (min) Producción (t/hr) Consumo de corriente (Kwh/t Acº Liq.) Consumo de electrodos (Kg/t Acº Liq.) Duración de paredes (Nº de coladas) Duración de bóveda (Nº de coladas) Consumo de oxígeno (Nm³/t Acº Liq.)

2,05 23 65 37 28 486 5,3 268 140 7,1

2,06 30 93 13 59 513 4,6 150 150 -

10.4.7.1 Balance Térmico Teóricamente las necesidades energéticas por tonelada de chatarra se pueden expresar:

a. Para conseguir la temperatura de fusión b. Fusión c. Sobrecalentamiento de 55 ºC Total

Kwh/t chatarra 300 66,7 11,1

% 80 17 3

377,8

En la práctica, varios factores incrementan dicho valor: el proceso de afino y sus características (una o dos escorias), pérdidas por radiación y la materia prima utilizada. Cuando la carga contiene también hierro esponja, hay una variación en el consumo energético debido a que el hierro esponja tiene un residual de FeO sin reducir y la cantidad de ganga, fundamentalmente SiO2 y Al2O3 que es preciso pasar a la escoria. El incremento de escoria produce un aumento enorme del consumo

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energético. Del mismo modo, cuando la esponja de hierro tiene mayor cantidad de óxido de hierro sin reducir, será mayor el consumo de energía. La Figura N° 18 muestra un balance térmico típico de un horno eléctrico de 100t de capacidad.

Energía eléctrica 447 Kwh/t 58,9 % 1

2 Reacciones baño y escoria 32,8 %

3 Combustible

4,5 %

4 Oxidación electrodos

3,8 %

5 Gases y humos 6 Agua refrigeración 7 Pérdidas térmicas 8 Escoria

17,3 % 9,1 % 15,3 % 6,1 %

9 Acero líquido 397 Kwh/t 52,2 % Figura N° 18. Balance Térmico 10.4.8 Innovaciones en el Proceso de Aceración Eléctrica Con el objetivo de reducir el consumo energético y aumentar la productividad, se introducen nuevas técnicas y procedimientos de elaboración (Figura N° 20): a) Utilización de paneles refrigerados con agua, en las paredes y recientemente en bóvedas de hornos UHP. Permiten disminuir tiempos de reparación de refractarios y consigue un menor uso de la potencia eléctrica. Los paneles refrigerados pueden ser de fundición o acero, y serpentines tubulares de acero.

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A pesar del mayor consumo de energía eléctrica, permite un ahorro global de 30% al acortarse el tiempo de colada a colada. b) Utilización de quemadores de oxifuel Su incorporación permite aumentar la velocidad de fusión del material. Sustituyo parte de la energía eléctrica por fuel oil o gas natural cuando la relación de precios así lo aconseja. c) Colada por el fondo Permite ahorro de energía, de refractarios, reduce pérdidas de temperatura, reduce absorción de gases y peligros de roturas de electrodos. d) Alimentación continua Se obtienen ventajas metalúrgicas y ahorro de energía. Los procedimientos de cargado continuo adquieren importancia para la alimentación de pre-reducidos (hierro esponja) y chatarra fragmentada. e) Precalentamiento de chatarra (Figura N° 20) Se puede precalentar la chatarra utilizando el paso de los gases calientes del horno a través de la carga metálica y se aprovecha el calor contenido en dichos gases, que de otra manera constituyen una pérdida. El precalentamiento se realiza hasta 500ºC. Se logra un aumento en la producción del horno y un ahorro de energía. f) Inyección de oxígeno Se puede inyectar oxígeno al horno durante la etapa de fusión para acelerar el paso del estado sólido de la chatarra al estado líquido ó durante la afinación para oxidar el exceso de elementos no metálicos. g) Revestimiento de los electrodos Es una metalización superficial de los electrodos, mediante una aleación de aluminio, que consigue disminuir el desgaste de los electrodos.

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Figura N° 19. Comparación de Diseños de Hornos de Arco 1970

- 100% Revestimiento refractario. - En algunos casos, agitador magnético en el fondo e inyección de O 2 para afino. - Colada por piquera. - Colada por fondo.

Actual

- Paredes y bóvedas refrigeradas por agua. - Quemadores oxi-gas. - Empleo masivo de O2 en lanzas. - Adición de C para escoria espumosa. - Inyección de gases por el fondo. - Colada por fondo.

Figura N° 20. Instalación de Precalentamiento de Chatarra y Depuración de Humos (NIKKO)

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10.4.9 Ventajas en la Utilización de Hornos Eléctricos de Arco La Figura N° 21 muestra el corte de una acería eléctrica típica. El horno eléctrico ha mostrado una gran adaptación para el consumo de hierro esponja, por lo que se lo ha ligado a los procesos de reducción directa. Por otro lado, el óptimo control de la temperatura y del análisis químico lo ligan estrechamente a la colada continua. Así han surgido en los últimos años, usinas siderúrgicas integrales que se basan en la unión de los tres procesos: reducción directa, horno eléctrico y colada continua. Sus ventajas sobre Hornos Siemens y Convertidores: a) Menor inversión / tn capacidad instalada b) Menores gastos de mantenimiento, refractarios y mano de obra c) Hasta 80% de mayor rendimiento respecto de un horno Siemens-Martin d) Admite mayor flexibilidad en la carga metálica, puede funcionar con 100% chatarra, presenta mayores posibilidades de afinación y por lo tanto pueden obtenerse aceros de alta aleación a menor costo. e) Ocupa menos espacio, no necesita depósito de combustión, hogares ni cámaras recuperadoras.

90

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1. Stock de chatarra GRÚAS: 2. Cesto de chatarra A. Chatarra 3. Adiciones B. Carga de chatarra 4. Horno C. Acero líquido 5. Cuchara de colada D. Manipuleo de productos 6. Colada continua 7. Lecho de enfriamiento Figura N° 21. Corte de una Acería

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10.5 REDUCCION DIRECTA 10.5.1 Introducción Se denomina Proceso de Reducción Directa a todo proceso mediante el cual se obtiene hierro metálico por reducción de minerales de hierro, siempre que las temperaturas involucradas no superen la temperatura de fusión de cualquiera de los componentes. Se trata de una reducción incompleta ya que sin alcanzarse la fusión, no se llega a remover en la práctica todo el oxígeno del mineral, tampoco permite la separación de ganga de los minerales utilizados. Por definición, todo proceso de reducción de los óxidos de hierro distinto del aplicado en el alto horno, es llamado Reducción Directa. Esto se inspira en la evolución de la producción siderúrgica, pues con los primitivos procesos, se obtenía un hierro pastoso, mezclado con escoria, muy poco carburado y susceptible de trabajarse directamente para convertirse en diversos objetos (hierro pudelado) mientras que al aparecer el alto horno, cuyo producto es el arrabio, fue necesario un proceso ulterior de afino para reducir su contenido en carbono y convertir el arrabio en un metal trabajable: Acero. En este último caso, el proceso de reducción, por no conducir directamente al producto buscado, fue considerado indirecto. 10.5.2 Hierro Directamente Reducido o Hierro Esponja Como la reducción se efectúa sin llegar a la fusión, el producto conserva la forma original del mineral, pero con mayor porosidad. Por esta condición recibe el nombre de hierro esponja. No todos los productos sólidos obtenidos por reducción directa son hierro esponja. Algunos procesos emplean mineral de hierro en pequeñas partículas que luego de reducidas, son briqueteadas, con lo cual el producto final resulta compacto y denso. En este caso se habla de briquetas metalizadas o pre-reducidas. Al hierro esponja que procede de mineral en trozos o pelets, se lo aplica también las denominaciones de mineral o pelets pre-reducidos o metalizados. A efectos de englobar en una definición las distintas características que ofrecen los productos obtenidos, los llamaremos Hierro Directamente Reducido. En inglés: Direct Reduced Iron. Siglas: “DRI”. El DRI es un material altamente reducido, con elevado contenido de hierro metálico y un remanente bajo la forma de Oxido Ferroso, FeO (Wustita), trazas de otros óxidos de hierro, cantidades variables de carbonato y ganga formada principalmente por SiO2 + Al2O3 + CaO + MgO. 10.5.3 Grado de Metalización Es la relación entre el hierro metálico (Fe.m) del producto reducido y el hierro total (Fe.t) del mineral empleado: G.M. = Fe.m (%) x 100 Fe.t (%)

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10.5.4 Grado de Reducción Es la relación entre el oxígeno eliminado de los óxidos de hierro y el oxígeno total combinado con hierro en la carga: G.R. = O eliminado (%) x 100 O total (%) 10.5.5 Principios de la Reducción de los Materiales de Hierro Los reductores mas comúnmente usados en siderurgia son el monóxido de carbono (CO), el hidrógeno (H2) y el carbono (C). La utilización de estos reductores es debida a su alta reactividad en el sentido de formar compuestos más estables de hidrógeno y carbono en sus formas oxidadas H2O y CO2. Los minerales de Hierro que se someten al proceso de reducción están constituidos por: Fe2O3: Oxido Férrico (Hematita) Fe3O4: Oxido Ferroso – Férrico (Magnetita) Pueden contener alguna proporción de FeO, Oxido Ferroso, Wustita. a. Reacciones de Reducción por el Carbono: 3 Fe2O3 + C ==== 2 Fe3O4 + CO Fe3O4 + C ==== 3 FeO + CO FeO + C ==== Fe + CO La reducción de óxidos de hierro por acción directa del carbono en procesos de reducción directa es poco importante, dado que la reacción entre dos sólidos solamente se produce en los puntos de contacto entre éstos. Este contacto entre óxido de hierro y carbono se interrumpe rápidamente al formarse hierro metálico. Son más importantes las reacciones que tienen lugar con el CO producido y regenerado. b. Reacciones de Reducción por el Monóxido de Carbono: 3 Fe2O3 + CO ==== 2 Fe3O4 + CO2 Fe3O4 + CO ==== 3 FeO + CO2 FeO + CO ==== Fe + CO2 CO2 + C ==== 2 CO El principal efecto del carbón de la carga es el de producir la atmósfera reductora que ha de rodear al mineral para su reducción, convirtiendo el CO2 resultante en CO por la reacción (1), conocida como Reacción de Bouduard. A temperaturas menores de 570º C la wustita es metaestable y la reacción de reducción es: ¼ Fe3O4 + H 2 === ¾ Fe + CO2 c. Reacciones de reducción por el Hidrógeno: 93

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3 Fe2O3 + H2 ==== 2 Fe3O4 + H2O Fe3O4 + H2 ==== 3 FeO + H2O FeO + H2 ==== Fe + H2O A temperaturas menores a 570º C, la reacción de reducción es: ¼ Fe3O4 + H2 ==== ¾ Fe 2 + H2O En la Figura N° 22 se representan las condiciones de equilibrio de los óxidos de hierro en función de la temperatura y la composición de los gases reductores. Asimismo sobre este diagrama se agregó la curva de Bouduard de equilibrio de la reacción: CO2 + C = 2 CO El análisis de la figura permite obtener las siguientes conclusiones: a. La temperatura de 570º C divide dos mecanismos de reacción. Por encima de esta temperatura, el mecanismo es Fe2O3—Fe3O4—FeO—Fe. Para temperaturas menores, no se forma FeO: Fe3O4 pasa directamente a Fe. b. Las características de la reacción de Bouduard: A temperaturas inferiores a 400º C, o sea a bajas temperaturas, son estables grandes porcentajes de CO2, y a altas temperaturas son inestables. Si en un momento y a una temperatura determinada hay un exceso de CO2 sobre el porcentaje teórico marcado por la curva de Bouduard, el equilibrio se alcanzará al reaccionar el CO2 con el carbono en la siguiente forma: CO2 + C ==== 2 CO – 41,2 Kcal (Endotérmica) Si el exceso es de CO, el equilibrio se alcanzará al descompensarse el CO de acuerdo con la siguiente reacción: 2 CO ==== CO2 +C +41,2 Kcal ( Exotérmica) Nuestras necesidades son de gases ricos en CO y mínima deposición de C. Obtenemos esta situación a temperaturas elevadas, por ej.: a 1000º C todo el CO2 se transforma en CO, siendo mínima la precipitación de C. A medida que la temperatura desciende, la estabilidad del CO2 aumente casi como la precipitación de C, que es poco importante hasta 850º C. La posición de la curva de equilibrio en la figura no es invariable, depende de varios factores, entre ellos la presión. A temperaturas elevadas (mas de 1000º C) en la reducción de FeO, se forma CO2 que es inestable a esa temperatura y la secuencia de las reacciones es: FeO + CO ==== Fe + CO2 + 3,2 Kcal (exot) ∆H = -3,2 CO2 + C ==== 2 CO - 41,2 Kcal (endot) ∆H = + 41,2 -------------------FeO + C ==== Fe + CO - 38,0 Kcal ( endot) ∆H = + 38,0

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La reacción resultante se denomina Reducción Directa del óxido ferroso por el carbono. Sin embargo, la reducción del FeO se realiza realmente por el gas CO (reducción indirecta) ya que la reducción del FeO por el carbono sólido prácticamente no se realiza por la dificultad para que dos sustancias sólidas reaccionan entre sí. Sin embargo hay que tener muy en cuenta el conjunto de las dos reacciones de las que resulta la última. Esa reacción, que explica el conjunto de los fenómenos que se producen, tiene importancia térmica, por ser fuertemente endotérmica y tiene una gran trascendencia económica, por el consumo de calor y la pérdida de carbono (coque en el gas del alto horno) que ocasiona. En la Figura N° 23 se observa que a la temperatura de 820º C , los potenciales reductores de CO a H2 se igualan; a temperaturas superiores, el H2 es mas reductor ya temperaturas inferiores se invierte esta situación. Dado que a temperaturas superiores a 820º C, el H2 posee mayor capacidad de reducción que el CO, ello impulsaría que cuanto mayor sea el % H2 en los gases reductores, mejor se realizaría la reducción. Sin embargo esto no se verifica en la práctica por razones de índole cinética. 10.5.6 Cinética de las Reacciones de Reducción Se refiere a la velocidad a la cual los óxidos de hierro son convertidos en hierro metálico por remoción del oxígeno. La incorporación de la tecnología de la reducción directa, como alternativa al alto horno, ha producido la necesidad de un mejor conocimiento de la cinética de reducción dado que la velocidad a la cual se produce la reducción de un mineral determina la capacidad de producción de un proceso. 10.5.7 Reducibilidad de Minerales de Hierro Se llama reducibilidad a la propiedad que indica con que facilidad es posible eliminar oxígeno de un óxido de hierro por acción de los gases reductores. Esta propiedad está influenciada por el tamaño de partículas, forma, densidad, distribución de tamaños, estructura cristalina y composición.

95

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100

0 HIERRO C + CO2 = 2 CO

80

20 FeO + CO =Fe + CO2

60

%CO

%CO2

¼ Fe3O 4+CO= ¾ Fe + CO 2

40

WUSTITA

40

60 CO2

CO

20 HEMATITA

MAGNETITA

80 Fe3O 4 + CO = 3 FeO + CO2

3 Fe2O3+ CO =2 Fe3O 4 + CO 2

100

0 200

400

600

800

1000

1200

1400

Temperatura ºC

Figura N° 22. Diagrama de Equilibrio de Composición de los Gases versus Temperatura para el Sistema Fe – C - O

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%CO - %h EN LA MEZCLA

100 HIERRO (Fe) 80

60

WUSTITA (Feo) 40

20

MAGNETITA (Fe3o 4)

0 300

400

500

600

700

800

900

1000

1100

1200

1300

TEMPERATURA ºC

Referencia: EQUILIBRIO DE LOS SISTEMAS Fe – O – H EN RELACIÓN CON LOS SISTEMAS Fe – O - C Figura N° 23

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Existen métodos experimentales destinadas a determinar la reducibilidad de un mineral. La mayoría de estos ensayos se hacen por el método de pérdida de peso. Estos ensayos consisten en suspender una muestra de mineral en un horno, siendo sometida a la acción de gases reductores. La muestra se pesa antes y después de reducida, determinando de este modo la pérdida de oxígeno. Graficando el porcentaje de pérdida de peso en función del tiempo, es posible determinar la reducibilidad. Es posible comprobar la importancia de la porosidad realizando una observación microscópica de una sección de un pelet y de un trozo de mineral. La figura 6.1 muestra un corte de una partícula parcialmente reducida de una mineral de hierro denso. Se puede observar un corazón de hematita rodeado de 3 capas concéntricas, una interna de magnetita rodeada por una de wustita, a su vez rodeada de una capa de hierro. La superficie de cada capa es paralela a la superficie externa de la partícula. Este proceso se conoce como topoquímico. Un mineral muy poroso o un pelet fabricado con minerales finos, observado con poco aumento, muestra un tipo de reducción mas difuso, en el que se pueden ubicar exactamente las interfases, pero ha sufrido un proceso de reducción gradual desde los bordes hacia el centro (Figura N° 25). Al aumentar la definición de los granos individuales que forman el pelet o el mineral poroso, se observa el mismo fenómeno topoquímico ya mencionado (Figura N° 25). Esto indica que para que las reacciones de reducción puedan producirse, el gas reductor debe ponerse en contacto con las superficies de las fases de los óxidos de hierro; para que ello se produzca, el gas reductor debe difundirse hacia adentro, en tanto que el producto gaseoso debe hacerlo hacia fuera (Figura N° 25). 10.5.8 Características del Mineral de Hierro para Reducción Directa La granulometría del mineral para reducción directa es muy diversa, dependiendo su utilización del tipo de proceso. Los finos se utilizan en reactores de lecho fluidizado y los trozos de tamaño mayor, pellets y briquetas, en retortas y hornos de cuba. Los hornos rotativos tienen mayor flexibilidad en cuanto a granulometría, permitiendo el uso de finos y trozos de mayor tamaño. Con respecto a las características del mineral, es importante el bajo contenido de ganga. La relación es sugerida por Astier, para asegurar la eficiencia del proceso de afino en el horno eléctrico. SiO2 + Al2O3 ≤ 5% y P ≤ 0,05% Fe

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Corte de una sección de mineral denso mostrando el proceso topo químico de reducción

Corte de una sección de un pellet poroso parcialmente reducido

Hematita Magnetita Wustita Hierro Poros

Figura N° 24. Corte de una sección de un pelet de mineral de hierro vista con gran aumento, que muestra los granos individuales reducidos topoquímicamente.

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H2

Fe FeO Fe3O 4 Fe2O 3

H2O CO2 CO2

NUCLEO HEMATITA MAGNETITA WUSTITA HIERRO

SUPERF.

10

20

30

% de Oxígeno

Figura N° 25. Remoción del oxígeno de un pellet de óxido de hierro.

Resultan inconvenientes los minerales decrepitables por la excesiva producción de finos al producirse el choque térmico. Por la misma razón debe vigilarse el hinchamiento de los pellets. 10.5.9 Generación de Gases Reductores El gas natural es el combustible mas utilizado para la obtención de gases reductores en reducción directa. Sus ventajas principales: bajo contenido de azufre, fácil transporte, conversión relativamente fácil a CO + H 2 lo hacen atractivo para esta finalidad. Otras fuentes posibles, aunque de limitada disponibilidad son el gas de coquería y el gas de refinería. El éxito de cualquier proceso de reducción directa esta ligado a su viabilidad económica, que depende de los costos de producción de los gases reductores y de la eficiencia de utilización química de estos durante la reducción. En la mayoría de los procesos de reducción directa, los gases actúan no sólo por como reductores sino que también proveen el calor requerido en el reactor de reducción, es decir, calor de reacción, calentamiento de los minerales y calor para compensar pérdidas del reactor. 10.5.10

Combustibles Gaseosos y Líquidos

Existen dos métodos de producción de gases reductores a partir de hidrocarburos gaseosos o líquidos. a. Reforma Catalítica b. Oxidación Parcial

100

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El método de reforma catalítica es mas reciente y de aplicación mas difundida que el de oxidación parcial.

10.5.10.1

Reforma Catalítica

Es un proceso que utiliza catalizadores de Níquel o Cobalto y esencialmente consiste en una reacción de hidrocarburos gaseosos y líquidos con vapor de agua o CO2. Las reacciones de reformación están caracterizadas por ser fuertemente endotérmicas. •

Reforma con Vapor de Agua

La reacción básica es: CH4 + H2O (exceso) ==== CO + 3 H2 Las bajas relaciones de vapor de agua / carbono favorecen la formación de altos valores de H2 + CO originando consecuentemente la producción de gases con alto potencial reductor. DISTRIBUCIÓN TIPICA DE TAMAÑÓ PARA PROCESOS DE REDUCCIÓN DIRECTA TAMAÑO DE HORNO PARTICULA ROTATIVO Calibrado: Tamaño Optimo 25 a 50 mm Menor de 13 23 – 40 % mm 0–9% Menor de 6 mm Pelets: 9,5 a 16 mm 84 – 92 % Menor de 6 mm 3 – 4% Finos de Mineral: Menor de 4,76 -mm 100 % Menor de 3,36 -mm -Menor de 2,38 77 % mm 3% Menor de 595 -µm Menor de 149 µm Menor de 74 µm Menor de 44 µm

HORNO DE CUBA 32 mm 7 – 48 % 2 – 10 %

HORNO DE RETORTA

LECHO FLUIDIZADO

38 mm 12 % 1,4 %

----

54 – 86 % 2 – 15 %

80 % 0,1

---

--------

--------

84 % -73 % 51 % 21 % -19 %

101

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•

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Reforma con CO2

La reacción básica es: CH4 + CO2 ==== 2 CO + 2 H2 La reacción reformación ocurre en un rango de temperatura entre 850º - 100º C, en presencia de un catalizador de Ni o Co. 10.5.10.2

Proceso de Oxidación parcial

Estos procesos consisten esencialmente en una reacción de combustión incompleta y no catalítica por el oxígeno, de derivados de petróleo y carbón a elevadas temperaturas, de 100 a 1500º C y presiones (30 – 160 atm.)

10.5.11

Combustibles Sólidos

Puede utilizarse carbón en procesos de Reducción Directa. Se gasifica en un recipiente separado o bien alimentándolo junto con el mineral al horno de reducción, donde actuará como combustible y como reductor.

10.5.12

Procesos de Reducción Directa

Se pueden clasificar según el tipo de reductor utilizado en: • •

Procesos en base a reductor gaseoso. Procesos en base a reductor sólido.

Esta clasificación no es rigurosa, ya que algunos sistemas pueden utilizar ambos combustibles. Existen algunos procesos que utilizan reductor líquido, pero no han alcanzado un gran desarrollo. Desde el punto de vista del horno o reactor utilizado: • Horno de Retorta: reducción isotérmica en lecho fijo. • Horno de Cuba: Reducción por gas de una columna descendente de óxidos o procesos a contracorriente. • Lecho Fluidizado: Reducción isotérmica en un lecho fluidizado, de mineral fino, usualmente en varias etapas. • Horno Rotativo: Reducción en un cilindro rotatorio, utilizando un agente reductor sólido, líquido o gaseoso. • PROCESOS H Y L (Hojalata y Lámina – Origen México):Se basa en la reformación de gas natural, con hornos de retortas a lecho fijo, de producción discontinua. El proceso H y L II se basa en el original, pero con mejoras de diseño en los aspectos energéticos y

102

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mejoras en el reformador. El proceso H y L III abandona el lecho fijo y se convierte en proceso a horno de cuba operando a alta presión. DATOS TIPICOS DE ALGUNOS PROCESOS DE REDUCCIÓN DIRECTA Proceso Carga

Agente Reductor

Composición química del gas reformado HyL H CO H2 CH4+N CO HyL II Pelet y O 2 2 2 HyL III min. 7 14 8 3 calib 5 Midrex Pelet y 5 35 2 5 5 min. calib. 3 Fior Mineral 7 14 8 3 fino 5 SL/RN Pelet y Carbón volátil, antracita, min.calib. coque, lignito 10.5.13

Consumo de Producto energía Gas nat. Electr Met. C o Carbón % % % (Gcal/t Fe)

S %

2,6

85

85-92 2

0,008

2,5 - 3

110

92-95 0,7-2,2 0,008

4,0

150

92

0,5

0,02

3,4

70

90-95 0,5

0,01

Proceso Midrex

Utiliza un horno de cuba según el principio de contracorriente, opera a presión moderada y la carga metálica desciende a través del horno en tanto es calentada y reducida por los gases reductores que circulan en sentido ascendente. El tiempo total de permanencia de la carga es aproximadamente 10 hs, mientras que el gas permanece en el horno 1 a 2 segundos. Los gases reductores se obtienen reformando catalíticamente gas natural, empleando esencialmente CO2 que proviene del gas de tope. El reformador consiste en una cámara de calentamiento revestida interiormente de ladrillos refractarios, en cuyo interior hay una serie de tubos de acero refractario, resistente a altas temperaturas, que contienen en su interior el catalizador del níquel que activa la reacción de reforming del gas natural. Las reacciones de reforming son: CH4 + CO2 ==== 2 CO + 2 H2 CH4 + H2O ==== CO + 3 H2 10.5.13.1

Horno de Reducción (Figura N° 26 y 27)

La zona superior, de calentamiento y reducción del horno, es la sección circular y está revestida con material refractario. La zona inferior es de enfriamiento y carburación, tiene forma de cono invertido y no tiene revestimiento refractario.

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En la zona de reducción, el mineral se calienta hasta la temperatura en un 60% en la zona de reducción y se completa durante el enfriamiento controlándose en un rango de +/- 0,3% mediante ajuste de temperatura y composición de los gases CO y H2. El sistema de alimentación es tubular, la carga es distribuida al interior del horno por varios conductos, tratando de lograr una adecuada distribución de carga. El sistema se sella, cargando totalmente el conducto de alimentación e inyectando una pequeña cantidad de gases inertes para evitar escape de gases reductores e impedir el ingreso de aire. Los gases reductores (95% CO + H2) a 800 – 850º C, se introducen a través de varios orificios (36 de 50 mm ∅ en el horno de ∅ 5150 mm) distribuidos igualmente en la periferia del horno, ubicados a 1/3 del final de la zona de reducción. Así se consigue una distribución uniforme de gases a través de la carga. Los gases parcialmente utilizados (60% CO + H2) antes de abandonar el horno por su parte superior, precalientan la carga. Son lavados y enfriados para eliminar polvos y condensar el vapor de agua. Ya limpios se mezclan con el gas natural y se re circulan al reformador para generar nuevo gas reductor. El gas que re circula pasee los suficientes elementos oxidantes como para producir la reforma del gas, eliminando así la necesidad de alimentar aire o vapor. El resto del gas superior no utilizado se emplea, previa mezcla con gas natural, para calentamiento del reformador a aproximadamente 1000º C. La descarga del producto a 40º C se produce por la parte inferior del horno, utilizándose aquí el mismo tipo de sello que en la parte superior. En la zona de enfriamiento, existen rompedores de terrones, mediante los cuales se asegura el descenso uniforme del lecho. El tiempo de permanencia y con ello la producción. Se regulan por la zona de descarga. El producto es cribado para eliminar los finos. Existe la posibilidad de obtener productos calientes, eliminando la zona de enfriamiento, pero deben ser inmediatamente briqueteados para evitar una re oxidación. Este sistema posee como ventaja el menor consumo de energía y menor tiempo de fusión, pero requiere un complicado sistema de transporte en el horno de acería. En el siguiente esquema se muestran las distintas etapas del proceso:

104

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Figura N° 26. Proceso Midrex Midrex ha definido las funciones primarias y secundarias de cada sección del horno de la siguiente manera: • Zona de reducción: reducción del óxido de hierro (función primaria) y reformación in situ de gas metano (secundaria). • Zona de transición: craqueo del metano para generar carbono (para su deposición) y agente reductor (hidrógeno). • Zona de enfriamiento: enfriamiento (función primaria) y deposición de carbono (secundaria).

105

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Mineral

Tolva de carga

Pierna de sello superior

Distribuidor de carga Pierna de alimentación

ZONA DE REDUCCIÓN

Entrada gas reductor Grupo quebrantador superior ZONA DE TRANSICIÓN

Entrada gas de enfriamiento ZONA DE ENFRIAMIENTO Quebrantador medio Quebrantador inferior Pierna de sello inferior

Hierro esponja

Figura N° 27. Horno de Reducción Midrex

106

72.02 Industrias I

Hornos Industriales

1430

1500

HORNO DE REDUCCIÓN DIRECTA

1410

CLASIFICADOR TOLVA DIARIA 20 30

50

-3 mm

-6 mm +3 mm -6 mm +3 mm

ACERIA: (CAMIONES FERROCARRIL) 1000 1004

942

62

- 3 mm

TOLVAS DE ALMACENAM DE BRIQUETAS

4

SIST. DE BRIQUETAS

AGLOMER.

1000 Kg

LAVADOR GAS TOPE

TOLVAS DE ALMACENAM

LAVADOR ZONA DE ENFRIAM.

4

POZO DE SEDIMENT.

Figura N° 28. FLUJO DE MATERIAL SÓLIDO TIPICO DE UNA PLANTA MIDREX

107

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Características principales de las plantas Midrex instalados en Argentina

Inicio de operación Diámetro del horno Reformador Tubos Diámetro interno Catalizador Gas de proceso Alimentación Gas de enfriamiento Consumo específico Energía Carga del mineral Tiempo de residencia Reducción Enfriamiento Generación de Finos Metalización %C

10.5.13.2

de

SIDERCA 1976 480 mm

ACINDAR 1978 550 mm

180 254 mm CO, Níquel desde 1979 60000 m3N/h

220 279,4 mm CO y Ni

30000 m3N/h GN 330 m3N/t E.E. 110 Kwh/t 70% Calibrado 30% Pelet

5 – 10 % 92 1,5 – 2,4

90000 m3N/h 70000 m3N/h GN 300 m3N/t E.E. 100 Kwh/t 40% Calibrado 60% Pelet 6hs 5hs 7% 91,5 1 – 2,5

Minerales Utilizados

No siempre es posible el uso de materias primas con las especificaciones deseables ya que es una práctica habitual aprovechar los costos relativos de varios tipos de minerales y pellets. Por razones de economía y productividad, se utiliza generalmente una mezcla de varias materias primas: distintas calidades de pellets y minerales en trozos. Las razones económicas están dadas por el menor costo del mineral en trozos respecto de los pellets y las razones de productividad se basan en el hecho de permitir temperaturas de operación mayores (870º - 900º C) contra 760º C para 100% de pellets. Esta temperatura está fijada por le punto de ablandamiento de los pellets. Las mayores temperaturas ocasionan una más eficiente utilización del gas por mayor velocidad de reacción incrementándose la producción y disminuyendo el consumo específico de energía. El mineral calibrado genera una mayor cantidad de finos que los pellets y por consiguiente una mayor cantidad de éstos son llevados por los gases a los lavadores. Estos dos factores se conjugan para aumentar la cantidad de mineral necesario para producir una tonelada de producto reducido. El mayor contenido de finos disminuye la permeabilidad de la carga, produciéndose un incremento en el consumo eléctrico para el accionamiento de los compresores. Según Pospst y Saviate, en “Minerales calibrados de alta ley – Utilización e unidades Midrex de reducción directa” el mayor

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72.02 Industrias I

Hornos Industriales

aumento de productividad según las condiciones locales, se logra con una mezcla de 70% de pellets y 30% de mineral calibrado. La Figura N° 28 muestra el flujo de materia, típico en una planta Midrex.

10.5.14

Procesos de Lechos Fluidizados

El mineral proveniente de la mina contiene siempre considerable cantidad de finos y no puede cargarse directamente en los hornos de cuba. También es necesario moler el mineral cuando se requiere aumentar su ley en hierro. Estos finos de mineral y concentrados deben ser aglomerados, por sinterización o por peletizado antes de su carga en los hornos. Resulta importante un proceso de reducción que evite aglomeración, utilizando directamente los finos. En principio, esto es posible mediante los procesos basados en lechos fluidizados, los que alcanzaron un desarrollo técnico en varias áreas de metales no ferrosos , como en la reducción de minerales de Níquel. En los procesos de fluidización, la masa de material que se trata queda como suspendida o soportada por la presión de un gas que asciende a través del reactor (figura 9.3). La velocidad adecuada para mantener las partículas en suspensión varía con el tamaño y las condiciones de las partículas y con el tipo o clase de reactor. El conjunto gas – partículas se comporta como un líquido en ebullición y en este proceso la transmisión del calor y las reacciones se realizan con gran rapidez. Las partículas introducidas en el reactor se depositan en dos o más bandejas perforadas con agujeros de muy pequeño diámetro o tela metálica muy fina, que son atravesados por el gas a una velocidad suficiente para que las partículas sean puestas en turbulencia. La velocidad del gas puede variar dentro de límites bastante amplios. Sin embargo si llega a ser superior a la de la caída de las partículas, se produce un transporte neumático de partículas sólidas. Una desventaja de este proceso es que para ciertas concentraciones de gas y temperatura y a un cierto grado de metalización, las partículas que forman en lecho tienden a sinterizarse. Este fenómeno, denominado “Stocking” aparece cuando el mineral tiene un rango de 0,06 – 0,1 mm y la temperatura es mayor de 700º C. Esta sinterización se puede impedir parcialmente con partículas mayores y menor reducción del mineral. 10.5.15

Procesos de Horno Rotatorio

En este caso, el agente reductor no requiere preparación química: se emplea carbón, que debe tener buena resistencia mecánica y un punto de fusión suficientemente alto de sus cenizas. La mezcla de mineral y reductor que se carga en el horno pasa primero por la zona de secado y precalentamiento, antes de entrar en la zona de reducción del horno. Luego de la descarga se somete a un enfriamiento en otra unidad rotativa. La granulometría conveniente depende de la reducibilidad y suele ser 4 - 40 mm para mineral calibrado y 6 – 18 mm para pellets. Con el objeto de manejar el rendimiento térmico total, la peletización, el secado y el endurecimiento se pueden efectuar en línea con los hornos rotativos. El aire para la combustión se aplica en distintos puntos de la longitud del horno. Con el mineral y el carbón se carga también dolomita o caliza, como agente desulfurante, en tamaños de 0,1 – 1,0 mm. El carbón tiene una granulometría menor de 10 mm. 109

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La temperatura de operación puede alcanzar 1100º C y está limitada por la fusión de las cenizas y el pegamento de las partículas de hierro que forman ladrillos que pueden llegar a ocupar una gran parte de las sección del horno. La velocidad de rotación periférica oscila entre 15 y 25 cm/seg. La capacidad específica del horno rotativo varía de 0,5 – 0,7 t hierro esponja/m3.día y en los hornos con grilla de precalentamiento, puede alcanzar 1,1 t/m3.d. El volumen de gases oscila entre 2200 y 2600 Nm3/t hierro esponja. El grado de llenado varía de 15 a 25% del volumen del horno. La inclinación del horno rotatorio es de 1,5 – 4%. La formación de anillos es el problema mayor de los hornos rotativos y se debe a: • • • 10.5.16

Presencia de finos de carga: vienen con la carga o se producen dentro del horno por decrepitación o abrasión de la carga. Calidad química: composición química de la ganga y de las cenizas del carbón. Exceso de aire zonal: provoca aumento de temperatura zonal y fusión de ganga y cenizas. Utilización del hierro esponja

El producto de la reducción directa del mineral de hierro constituye una materia prima técnicamente apta para la producción de arrabio de acería, arrabio de fundición y acero. La preferencia por su empleo frente a las alternativas clásicas depende de la economía que se puede lograr con él. El hierro esponja tiene aplicación en los siguientes procesos industriales: • • • •

Horno de Arco Eléctrico. Convertidor al Oxígeno LD. Hornos Siemens Martín. Alto Horno.

El uso de grandes cantidades de hierro esponja puede decirse que está circunscripto a dos categorías principales: 1. Uso directo en la elaboración de acero. 2. Uso en la elaboración de hierro primario. 10.5.16.1

Utilización en Hornos de Arco Eléctrico

En la actualidad el hierro esponja se utiliza fundamentalmente como carga en las acerías eléctricas. Comparando con coladas que se producen a partir de 100% de chatarra el uso del hierro esponja aumenta el consumo de energía debido a la necesidad de separar la ganga del hierro esponja por fusión y escoriado y a la reducción de los óxidos remanentes en la esponja. La Figura N° 29 indica el consumo en función del grado de metalización. Según el gráfico, es deseable tener una metalización superior a 93%.

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Los valores energéticos necesarios para la fusión son: Fusión del Fe: Reducción de óxidos de Fe Residuales: Fusión de Escoria:

0,435 Kwh / Kg Fe 0,594 Kwh / Kg Fe 0,850 Kwh / Kg Escoria

Las pérdidas de tiempo y temperatura causadas por la necesidad de cargar las cestas de chatarra son eliminadas cuando se carga esponja de hierro en forma continua (Figura N° 29). La esponja de Fe tienen normalmente menor contenido de azufre y fósforo, lo que permite un mejor funcionamiento del arco eléctrico y un menor tiempo de afino. El carbono de fusión puede ajustarse de acuerdo al carbono deseado en la especificación del acero a producir. Para los hornos de arco, el porcentaje de ganga del Fe esponja no debería sobrepasar los 150 Kg escoria / t acero. El grado de metalización del mineral reducido no tiene que ser inferior a 90%. La constancia en análisis químico del pre reducido es otra ventaja sobre la chatarra porque permite simplificar el afino al ser previsible con bastante certeza la composición del baño. Con un pre-reducido con grado de metalización superior a 93%, se puede incrementar entonces la productividad de las instalaciones de la acería eléctrica y lograr suficiente economía como para reemplazar una proporción importante de la chatarra. 10.5.16.2

Utilización en Convertidor al Oxígeno

El empleo de hierro esponja en este proceso es interesante por el bajo contenido en elementos residuales como Cu, Ni, S. El hierro esponja debería tener mayor valor posible de reducción y la menor cantidad de ganga.

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CONSUMO DE ENERGÍA (KWh/t ACERO LÍQUIDO) 800

CARGA 75% DE PELLETS METALIZADOS 750

700

650

600

550 85

90

95

100

GRADO DE METALIZACIÓN (%) Figura N° 29. Influencia del Grado de Metalización en el Consumo de Energía.

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Depósitos de almacenamiento Transportador de productos

Alimentadores vibratorios Silo para el producto

Correa de peso Elevador de cubos Tubos alimentadores de productos

Hornos de arco eléctricos

Figura N° 30. Esquema del sistema para transferencia del producto Midrex desde un silo de almacenamiento a los hornos de arco eléctrico. La demanda para entrega del producto es controlado por un computador unido a la demanda de energía eléctrica en los hornos eléctricos.

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10.5.16.3

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Utilización en el Alto Horno

Los resultados experimentales demuestran que la utilización del hierro esponja permite conseguir un aumento de la producción y una disminución del consumo específico de coque con un creciente contenido de hierro metálico en la carga. Se puede decir que la producción aumenta 0,6 – 1,0% por cada 1% de metalización en la carga y el consumo de coque de disminuye 5 – 7%. El producto reducido a emplearse en los altos hornos no precisa la satisfacer exigencias tan grandes como las que deben cumplir los destinados a los hornos de aceración. Es suficiente que presenten en contenido de ganga y azufre antes de su reducción, cifras del orden de las permitidas para el mineral que se reemplaza. El hierro esponja que se carga en el alto horno deberá zarandearse para eliminar los finos menores de 5 mm. En caso de reparación de uno de los altos hornos, puede justificarse el uso de hierro esponja en las unidades en operación para aumentar la producción. 10.5.17

El Desarrollo de la Reducción Directa

La aparición de la reducción directa da al conjunto siderúrgico mayor flexibilidad. La Figura N° 31 esquematiza el camino del mineral al acero. El proceso Alto Horno – Acería indica un camino quebrado, en comparación con el más “lineal” de la reducción directa. Es importante tener en cuenta que la reducción llevada a cabo en la reducción directa es siempre incompleta, oscilando el hierro total entre 85 y 94% según el procedimiento. También en reducción directa la ganga queda unida al hierro esponja y debe eliminarse en el horno eléctrico a mayor temperatura. Por el contrario, en el alto horno, la reducción realizada en la cuba (reducción que se asemeja a la reducción directa, pero que se denomina indirecta pues es realizada por el CO) es completada en la parte inferior del horno. La carburación del hierro permite la utilización óptima del eutéctico Fe – Fe3C al asegurar la fusión del arrabio a baja temperatura y la condición de la ganga permite utilizar una amplia gama de minerales tanto química como granulométricamente. Además el calor químico del arrabio (C, P, Si) como su calor sensible son aprovechados en la acería, transformando al convertidor al oxígeno en el más económico fundidor de chatarra o de hierro esponja. La Figura N° 32 compara la evolución de ambas vías. En ella se representa el porcentaje de Fe total en función de la temperatura de evolución. La producción de acero según el método Alto Horno – Convertidor al O2 ha sido desarrollada par muy altas productividades por equipo: 1000 t/d de arrabio en el alto horno, 350 t acero en el convertidor en tiempos de colada menores de 45 min. Este crecimiento es compatible con los grandes laminadores de chapa en caliente de 3 – 5 millones t/año. Esto implica grandes unidades de producción que exigen altas inversiones e implica también producciones elevadas. En resumen se puede decir: En muchos países, particularmente los en desarrollo, la falta interna de chatarra puede componerse mediante importaciones, pero las fluctuaciones de precios y eventuales medidas de restricción de los países exportadores harían depender la producción de acero de factores imposibles de controlar. La abundancia de gas natural, mineral de hierro de alta calidad y electricidad de bajo precio son las condiciones básicas por las cuales un proyecto de Reducción Directa puede ser viable económicamente.

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La fabricación de acero destinado a perfilería liviana, palanquillas, redondos, fabricaciones especiales (tubos, alambres, etc) cuyas producciones están en general debajo del millón de t/año ofrecen un campo propicio para el desarrollo de unidades basadas en reducción directa honro eléctrico – colada continua. En lugares donde el mercado interno es pequeño, la producción modular de la reducción directa permite adaptar las instalaciones al mercado de modo que la inversión resulte optimizada. En realidad el punto de equilibrio que divide el campo de utilización de la reducción directa y del alto horno no puede definirse categóricamente pues depende de las condiciones específicas de cada implantación. Las plantas de reducción directa se construyen principalmente en áreas donde el gas reductor y/o los yacimientos de alta ley ofrecen una amplia disponibilidad. Como el hierro esponja se procesa fundamentalmente en hornos eléctricos, la energía eléctrica debe ser abundante y barata. Los países productores de petróleo donde actualmente se está venteando el gas por características del tipo de yacimiento o por disponibilidad parecerían los lugares más adecuados para la instalación de plantas de reducción directa basadas en hornos de cuba. Donde existen depósitos de carbón no coquizables, es posible la utilización de hornos rotativos. No se puede realizar realmente una clasificación en orden de méritos de los distintos procesos de reducción directa, aún cuando de la descripción realizada surgen algunas características que los hacen más adaptables a circunstancias locales.

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MINERAL Y/O AGLOMERADO

COQUE

GAS NATURAL CARBON

ALTO HORNO

REDUCCIÓN DIRECTA

ARRABIO FUNDIDO

HIERRO ESPONJA PELLET METALICO

ACERIA AL OXIGENO

ACERIA ELECTRICA

ACERO LÍQUIDO

Figura N° 31. Vías de Fabricación del Acero

116

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ºC 1600

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Afino en el convertidor Utilización del calor sensible y de las reacciones del C y Si

Alto horno – completamiento de la reducción Eliminación de la ganga Desulfuración Incremento en elementos termógenos (C y Si)

1400 Alto horno Etapa de Reducción

1200

1000

Afino en horno eléctrico Eliminación de la ganga (Consumo energético ext.)

Pérdida de calor sensible de la esponja

Reducción parcial del mineral (y carburización) (la ganga queda incluida)

800

100%Fe

90%

80%

70%

60%

Figura N° 32. Comparación de procesos

117

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10.5.18

Plantas de Reducción Directa en la República Argentina

10.5.18.1

Siderca: (Esquema Figura N° 33) Planta de Campana Prov. Bs. As.

Dedicada a la producción de tubos de acero son costura. Comienza a operar en 1954, utilizando como materia prima lingotes importados. En 1962 se pone en marcha la acería eléctrica. En 1973, de acuerdo con el Plan Siderúrgico Nacional, se lleva a cabo un plan de expansión para lograr la integración de la planta, incrementando la producción a 580.000 t/año acero, mediante la instalación de un módulo de reducción directa y ampliación de acería y laminación de tubos. Las instalaciones actuales comprenden (1ª etapa de expansión): • •

Planta de Reducción Directa, capacidad 330.000 t/a. Acería Eléctrica con 2 hornos de 65, 75 t, capacidad 385.000 t/a. • 2 Máquinas de colada continua con 4 líneas para colada de barras redondas de hasta 170 mm de diámetro. • 4 Líneas para colada de lingotes de hasta 335 mm de diámetro. • 1 Tren laminador continuo de barras para tubos de 21 – 140 mm de diámetro. • 1 Tren laminador de 3 cajas para tubos de 140 – 365 mm de diámetro.

El módulo de reducción directa es una unidad Midrex, serie 400, constituida por el reactor de 4,80 m de diámetro y un reformador de gas de 180 tubos de 10” de diámetro con catalizador de Ni. La capacidad del reformador es de 80.000 Nm3/h y utiliza como combustible, gas natural. Se opera con dos circuitos independientes para el gas de proceso y el de enfriamiento. El gas de proceso es impulsado por dos compresores de 2 etapas, con una capacidad de 50.000 – 54.000 Nm3/h. Un compresor impulsa el gas de enfriamiento con un caudal de 20.000 – 25.000 Nm3/h. El reactor se alimenta con mineral y pellets que una vez zarandeados se almacenan en silos. El producto, con una metalización promedio de 93%, se descarga del reactor y se envía a un silo de almacenamiento, producto se hace por cinta transportadora. Los finos separados por zarandeo son briqueteados y el producto para el consumo de la acería se conserva en tolvas desde donde se envía a los hornos eléctricos por medio de un sistema de carga continua. 10.5.18.2

Acindar: (Esquema Figura N° 34)

Comienza a operar en el mercado argentino en 1943, con la instalación de un Siemens Martín de 30 t, en Rosario. En 1951 pone en marcha su planta de Villa Constitución para laminación de barras. En 1962 instaló el 1º horno eléctrico de 12 t y en 1972 un 2º laminador de alambrón. En 1975 instala 2 hornos eléctricos más de 45 y 65 t, alcanzando una producción de 700.000 t/a incluyendo la planta de Rosario (100.000 t/a). A fin de lograr la integración de la planta Villa Constitución, presentó en 1974 un plan al Gobierno argentino, siendo las instalaciones de la planta en lo que se refiere a nuevas ampliaciones:

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•

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Planta de Reducción Directa de 420.000 t/a. • Acería eléctrica con 3 hornos eléctricos de 100 t c/u, capacidad 920.000 t/a. • 2 Máquinas de colada continua de 6 líneas para palanquilla, 770.000 t/a.

La planta de Reducción Directa consta de un módulo Midrex serie 400 con un reactor de 5,50 m de diámetro y un reformador de gas de 220 tubos de 10” de diámetro. La capacidad del reformador es 105.000 Nm3/h; usa gas natural mezclado con gas de tope del reactor, con catalizadores de Ni y Co. Los gases de proceso y de enfriamiento circulan en circuitos independientes. La materia prima, mezcla de pellets y mineral calibrado, se carga en el reactor mediante tubos cargadores, con un dispositivo que previene el escape de gases. El producto se extrae del reactor mediante barras roscadoras que regulan el flujo de salida, alcanzando una metalización del 93%. El hierro esponja se transporta a un silo de producto que lo mantiene a una atmósfera controlada para evitar re oxidación. El producto se transporta por cinta a los silos de alimentación de la acería eléctrica o a los silos de la estación de despacho. Mejoras introducidas en el módulo de reducción directa han permitido aumentar su capacidad a 550.000 t/a de hierro esponja y la empresa tiene el propósito de ampliar su capacidad a 720.000 t/a.

1 2 3 4 5 6

Rio 2

12

3 5

11

7 8 9 10 11 12 13 14

- Oficinas. – Puerto. – Parque Mineral – Piletas de Decantación – Silos Diarios. – Torres de Enfriamiento – Modulo RD - Lavadores – Sopladores – Reformador – Recuperador – Silo Central – Silo de Productos – Briqueteadora

8 9

10 4 Figura N° 33. Reducción Directa SIDERCA

6

7

13

14

16

15

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RIO

1 3

17

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2

19

20

5 4

16

1 – Descarga de Mineral 2 – Stocker Radial 3 – Pilas de Mineral 4 – Zaranda 5 – Silo Diario 6 – Torre de Enfriamiento 7 – Horno de Reducción 8 – Lavadores 9 – Sopladores 10 – Reformadores

11 – Compresores 12 - Recuperadores 13 - Chimeneas 14 - Precalentadores 15 – Sala de Control 16 – Silo de Producto 17 – Zaranda de Producto 18 - Briqueteadora 19 – Silo Diario de Producto 20 – Acería Eléctrica

6

7

8 9

14

15

11 10 12

13

Figura N° 34. Reducción Directa - ACINDAR

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10.6 COLADA DEL ACERO 10.6.1 Introducción Todo el acero que se fabrica en la actualidad se obtiene en su última fase de fabricación al estado líquido. El acero fundido no pasa directamente del horno a las lingoteras sino que, junto con una parte de la escoria, va primero a la cuchara de colada. En ella, el acero suele permanecer unos minutos, que son suficientes para que la escoria que sale del horno mezclada con el acero pueda separarse por su menor densidad y flote sobre el baño metálico. El acero que está en la cuchara se emplea para uno de los tres procesos siguientes: A. Fabricación de lingotes B. Colada continua C. Fundición de piezas de acero moldeado La mayor parte del acero se transforma en lingotes, al colarse en moldes de fundición, de sección cuadrada, rectangular, hexagonal u octogonal, con forma apropiada para obtener acero de buena calidad y facilitar su posterior forja y laminación. La colada continua ha adquirido en los últimos años una importancia extraordinaria y constituye uno de los desarrollos más espectaculares en el campo siderúrgico del siglo XX. 10.6.2 La Cuchara de Colada

Figura N° 45. Cuchara de Colada La Figura N° 45 muestra un esquema de una cuchara de colada u olla de vaciado.

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Es un gran recipiente metálico construido con chapa de acero de 15-50mm de espesor, revestido interiormente de ladrillos refractarios sílico–aluminosos. Su capacidad puede ser algo mayor que la del horno, ya que, además del acero, contiene también escoria. Los ladrillos sílico–aluminosos del revestimiento deben tener elevado contenido en alúmina para resistir la acción del acero y del ataque de escorias sin que experimenten gran desgaste. El tamaño y forma de las cucharas tiene influencia en los resultados que se obtienen en las acerías y todas las cucharas que se utilicen en el proceso deberían ser iguales para que las condiciones de enfriamiento y colada del acero sean siempre las mismas. La apertura del orificio de colada de la cuchara se hace a voluntad. Un operario actúa sobre una palanca y el movimiento se transmite a un vástago con un tapón en la punta, todo revestido de material refractario. La pieza refractaria que contiene el agujero de colada se denomina buza y es importante conseguir un cierre perfecto de la misma y evita que el metal líquido gotee entre operaciones. El diámetro de la buza suele variar entre 22 a 40 mm. Según la clase de acero, capacidad del horno, tamaño de lingotes y temperaturas de colada, variándose con ello la velocidad de salida del acero Antes de la colada se calientan cucharas y lingotes a temperaturas variables de 100 a 600° C para eliminar la humedad de los refractarios. Se evita también que el acero se enfríe bruscamente al ponerse en contacto con la cuchara y lingoteras. 10.6.3 Tratamiento Metalúrgico del Acero en Cuchara Corresponde a las distintas operaciones destinadas al ajuste de la composición química y temperatura del acero. La Figura N° 46 muestra un esquema de una estación de lavado con inyección de gas inerte, por ejemplo, argón. Se hace burbujear el mismo a través del acero líquido, por arriba o por debajo a nivel del fondo de la cuchara. Esta agitación permite arrastrar eventuales gases residuales como oxígeno y monóxido de carbono y aflorar impurezas tales como escorias. Si la temperatura del acero es muy alta, se la puede disminuir, agregando chatarra o un trozo de tocho o planchón del mismo tipo de acero a colar. En esta etapa, se pueden agregar ferroaleaciones para desoxidar y/o desulfurar, según los requerimientos de calidad del acero.

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Figura N° 46. Estación de Lavado

10.6.4 El Lingote de Acero 10.6.4.1 Introducción El lingote de acero es el resultado final de las operaciones físico químicas que se realizan partiendo del mineral, en tres etapas sucesivamente: 1. Reducción en alto horno 2. Oxidación en el horno de acería 3. Control del nivel de oxidación: con el agregado de ferroaleaciones en la cuchara y aún en la lingotera, para el ajuste fino. En la etapa 3 de la fabricación del acero, tienen importancia los siguientes aspectos: a.

En el acero líquido • • •

Nivel de oxidación Temperatura Composición química

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b.

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En el traspasamiento • •

c.

velocidad de colada condiciones de llenado

En la lingotera como recinto que le da forma: • •

ciclo de lingoteras preparación del tren de lingoteras

El peso de los lingotes de acero suele oscilar entre 50 kg. y 100t. Llegándose en casos especiales a 300 t. Las dimensiones de los lingotes varían desde una sección cuadrada de 75 mm de lado hasta de 1 m. La sección cuadrada es la más utilizada. Para la fabricación de chapa y fleje, se usan lingotes de sección rectangular. Los ángulos de las lingoteras son redondeados para evitar la formación de grietas. El desarrollo de los lingotes puede comenzar en cuanto se solidifica la zona periférica. Suele realizarse cuando la temperatura de las paredes es de 750-1000° C aproximadamente. Se trata de evitar que los lingotes se enfríen demasiado para impedir posibles agarres del acero en la lingotera. 10.6.4.2 Tipos de Acero Según el tipo de fabricación, existen tres tipos de acero a. b. c.

Aceros efervescentes Aceros semicalmados Aceros calmados

La diferencia entre ellos se puede explicar a partir de los niveles de oxidación del acero líquido que le son inherentes. a. Aceros efervescentes Son aceros a los que no se les adiciona silicio como desoxidante. Durante su solidificación en las lingoteras, se produce una fuerte efervescencia y un gran desprendimiento de chispas y gases. Un lingote de acero efervescente presenta dos particularidades esenciales: 1

Sopladuras, o sea cavidades que se forman en el interior del lingote durante la solidificación

2

Segregación de los elementos de aleación, o sea variaciones de composición, lo que implica que el lingote no es homogéneo ni en una sección horizontal, ni en una sección vertical

Estos aceros se fabrican realizando una desoxidación incompleta y controlada mediante adición de ferromanganeso y en ocasiones, aluminio.

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Sus ventajas: • Mejor superficie: la efervescencia impide que los óxidos se peguen a las paredes de la lingotera. Todas las porosidades desaparecen en la laminación. Son muy utilizados en la fabricación de chapa y alambre. • Ausencia de rechupe importante, que la contracción del acero se compensa con la formación de porosidades • Menor dureza: porcentajes más bajos de carbono, casi siempre menos de 0.15 % • Mayor economía: no se utilizan desoxidantes caros en cantidad • Menor despunte de la parte superior de los lingotes, lo que implica un mejor aprovechamiento y rendimiento con menor costo de fabricación.

Sus desventajas: • •

Ataque del refractario por presencia de oxigeno Segregación importante en la cabeza. Propiedades diferentes en el pie y en la cabeza.

La Figura N° 47 muestra el aspecto típico de un lingote de acero efervescente.

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Figura N° 47.

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b. Aceros semicalmados Los aceros semicalmados son productos de desoxidación incompleta, intermedios entre los efervescentes y los calmados. Se trata de obtener un acero con r echupe mínimo y con una segregación parecida a la de los aceros calmados, no siendo necesaria la mazarota (ver aceros calmados). Son difíciles de fabricar ya que requieren una composición equilibrada entre el carbono, manganeso y silicio, con el nivel de oxidación del acero. Su composición corresponde a 0.08 – 0.35 % C y menos de 0.12 % Si. El acero semicalmado es más económico que el calmado ya que se evita la mazarota y presenta la ventaja de tener menor segregación que el tipo efervescente. c. Aceros calmados Son aquellos que al solidificarse no desprenden gases ni chispas ya que la reacción del carbono con el oxígeno se interrumpe totalmente con adiciones de ferromanganeso, ferrosilicio y aluminio. La mayor parte de los aceros aleados, de herramientas, y en general de alta calidad se fabrican calmados. El porcentaje de oxígeno con que queda el acero al final del proceso de fabricación es muy bajo. No hay efervescencias ni porosidades en el cuerpo del lingote. El acero calmado no tiene generalmente restricciones en %C, presenta más de 0.15 % de Si y más de 0.03 % Al. Durante la solidificación del acero calmado en las lingoteras, al descender su temperatura aún en estado líquido, se produce una ligera contracción. Luego comienza la solidificación del acero que está junto a las paredes laterales y el fondo. Al final, las últimas porciones del metal líquido adoptan una forma, vista en corte, de V o Y (Figura N° 48)

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Figura N° 48

Figura N° 49. Rechupe

La Figura N° 49 indica cómo se forma el rechupe en diferentes tipos de lingotes.

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El rechupe que presenta el lingote 2 puede reducirse si se coloca sobre la lingotera una pieza auxiliar o manguito aislante, denominado mazarota. La mazarota es una pieza postiza de refractario o arena, reforzada exteriormente por una pieza metálica. Su función es lograr que el acero se enfríe muy lentamente y se mantenga líquido durante el mayor tiempo posible. El acero líquido puede alimentar los huecos que se forman en la zona central, limitando la altura del rechupe que queda concentrado en la parte superior del lingote. El acero del lingote 4 es el de mejor calidad y con él se obtiene el mayor rendimiento. La mazarota de los lingotes, cuyo peso suele ser de 6 a 15% del total, siempre se corta o despunta por ser una zona impura y con defectos. La composición de los aceros calmados tampoco es uniforme en todas las zonas del lingote, el cual presenta zonas de segregación positivas superiores a los valores medios y zonas de segregación negativa, en las que los contenidos de esos elementos son inferiores. 10.6.5 La Colada Continua 10.6.5.1 Introducción La colada continua del acero es la transformación en una sola etapa del acero líquido en productos semiterminados: palanquillas, tochos, planchones, redondos, etc. El proceso se aplica industrialmente desde hace 25 años aproximadamente y su importancia ha ido en constante aumento. 10.6.5.2 Tipos de Colada Continua Se pueden distinguir 4 tipos principales de colada continua (Figura N° 50) A. Colada continua vertical, molde recto B. Colada continua con doblado y enderezado posteriores C. Colada continua con molde recto con doblado en la zona de refrigeración secundaria cuando todavía esta sin solidificar el acero en la zona interior. D. Colada continua con molde curvo y enderezado progresivos (Figura N° 51)

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Figura N° 50. Tipos de Colada Continua Las primeras instalaciones fueron del tipo denominado vertical, cuya característica era su considerable altura, dado que el acero salía verticalmente hacia abajo y muchos metros más abajo, la barra solidificada se cortaba al largo deseado mediante un dispositivo, el tipo de palanquilla o tocho se llevaba al lecho de enfriamiento. Estas máquinas permitían obtener excelente calidad del acero pero eran incómodas de operar y requerían estructuras de más de 30 m de altura. Para salvar los inconvenientes que presentaban las máquinas verticales, se comenzaron a diseñar las máquinas de colada continua verticales con doblado, en las cuales se dobla la barra colada aún caliente desviándola, a la trayectoria horizontal, antes de su corte. Estas instalaciones tienen una altura que es aproximadamente igual a la mitad de la de las máquinas verticales. El nuevo diseño introdujo problemas al proceso ya que los esfuerzos necesarios para doblar el producto en un sentido (doblado para desviar a 90°) y luego en sentido contrario (enderezado), podían ocasionar el agrietamiento de la barra.

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Figura N° 51. Colada Continua de Molde Curvo

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En los últimos 15 años, se ha adoptado el proceso de colada continua con molde curvo. La barra es colada en forma curva y cuando completa el cuarto de circunferencia, es enderezada antes de su corte. El nuevo diseño permite reducir la altura total de las instalaciones. En el caso de la colada continua con molde recto y doblado en la zona de refrigeración secundaria curva, se caracteriza porque el doblado de la barra comienza a la salida del molde mientras el centro está todavía en estado líquido. 10.6.5.3 Elementos Componentes de la Instalación El principio teórico del funcionamiento de la colada continua se basa en colocar de una manera regular e ininterrumpida el acero líquido en un recipiente metálico sin fondo llamado lingotera. Por la base sale de manera continua la barra cuyo corazón, todavía líquido, termina de solidificarse por la acción de un enfriamiento secundario. A continuación se muestra un esquema general de una colada continua horizontal del molde vertical recto (Figura N° 52).

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• Cuchara de colada: es el recipiente que recibe el acero líquido del horno. En general no se diferencia de las que normalmente se usan en el lingoteado convencional. •

Distribuidor: suministra a las lingoteras un flujo continuo y homogéneo de acero a una velocidad constante. Puede tener uno, dos, o más orificios de salida, según la cantidad de líneas que tiene la instalación. El distribuidor es un recipiente metálico con mecanismo de barra tapón que permite regular la salida del acero con suma precisión. (Figura N° 53)

Figura N° 52. Distribuidor El distribuidor se denomina caliente si lleva un revestimiento refractario de magnesita y es precalentado con quemadores aire gas a 1600° C, casi por sobre la temperatura del acero que llega. Esto facilita la colada secuencial. El distribuidor es frío si en lugar del revestimiento refractario, tiene placas aislantes y debido a su baja conductividad térmica, no es necesario el precalentamiento del revestimiento. El sistema de colada será abierto si el flujo de acero entre cuchara–distribuidor–molde no está protegido de la influencia del oxígeno. Para aceros especiales donde se debe evitar una reoxidación del metal líquido, se utiliza un sistema de tubo de colada (Figura N° 53)

133

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Figura N° 53 • Lingotera: En el molde o lingotera se determina la forma y se realiza la solidificación primaria del producto. El metal fundido pasa desde el distribuidor hacia moldes de cobre refrigerados con agua. En este lugar comienza la solidificación del acero y el espesor de la capa solidificada se incrementa a medida que transcurre su tránsito por el molde. Este es uno de los momentos críticos de la operación ya que, al atravesar el molde, esta piel debe poseer un espesor suficiente para soportar la presión que se origina por la zona central aún líquida. El enfriamiento ocurrido en la lingotera se conoce como enfriamiento ¨primario¨ El molde es relativamente corto (0.7 –1m) y el enfriamiento se completa con pulverización con agua por debajo del molde, circunstancia que origina una alta transferencia calórica que es función de las características de pulverización, velocidad de colada y temperatura del acero. En la parte superior del molde, la piel sólida está en contacto con la lingotera lo cual implica un elevado coeficiente de transferencia, pero a medida que se produce la solidificación del metal éste se contrae, por lo que se forma una ¨abertura¨ de aire entre molde y lingote, fenómeno que disminuye

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en forma notoria la velocidad de transferencia. Aumentando la velocidad de la colada, se logra que la piel permanezca más tiempo en contacto con las paredes del molde. La utilización de lingoteras cónicas compensa la contracción del acero, aumentando la eficiencia de la transferencia. Para la selección de una conicidad apropiada, se debe tener en cuenta la calidad del acero que se colará y la velocidad de colada. La conductividad térmica es fundamental para la eficiencia en la extracción de calor. El cobre es el material más apto, ya que su conductividad térmica es de 0.89 cal/cm. seg.C (para el acero es de 0.115 cal/cm.seg.C). La refrigeración del molde se realiza haciendo circular agua a lo largo de la cara exterior, a una velocidad tal que asegure turbulencia en su circulación. Las lingoteras deben tener buena resistencia a la abrasión, pueden tener un revestimiento de cromo de 0.06 a 0.1 mm de espesor. Su objeto es reducir la tendencia a adherirse del acero durante la solidificación, sin reducción sin la transferencia térmica. Con el mismo fin se utiliza la lubricación de la lingotera con distintos tipos de aceite. Otro parámetro importante en el buen funcionamiento de la máquina de colada continua es el número de oscilaciones de la lingotera. El sistema de oscilación asegura un deslizamiento permanente entre la piel solidificada y el molde, contribuyendo a disminuir las fuerzas de rozamiento. El número de oscilaciones varía de 60 a 150 / min. La Figura N° 54.a muestra el esquema simplificado de una lingotera de colada continua La Figura N° 54.b esquematiza una colada triple con moldes individuales de palanquilla (billet moulds) en una mesa común oscilante (mould oscillating table)

CHORRO DE ACERO

SALIDA DE AGUA TUBO DE COBRE

CAMISA DE ACERO

CAMARA DE REFRIGERACION CON AGUA ENTRADA DE AGUA

BARRA SOLIDIFICADA

Figura N° 54 a. Esquema de Lingotera de Colada Continua 135

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Figura N° 54 b. Esquema de una Colada Triple

Fig. 3.3.6 COLADA TRIPLE CON MOLDES INDIVIDUALES DE PALANQUILLA

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•

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Sistema de enfriamiento secundario: Realiza enfriamiento por pulverización de agua sobre el metal, inmediatamente debajo del molde y completa la solidificación del acero de la zona central de la barra. Su funcionamiento tiene una influencia considerable sobre la calidad interna del acero. En cambio la calidad superficial depende del primer enfriamiento del acero en la lingotera.

Figura N° 55 La Figura N° 55 muestra cómo, modificando la longitud de la zona refrigerada, cambia la longitud del cono de acero líquido. La longitud también puede cambiar al modificarse la intensidad de la refrigeración. •

Rodillos de arrastre y enderezadores: Tienen por objeto regular la velocidad de extracción o sea de descenso de la barra en la lingotera, a continuación, una serie de rodillos enderezan gradualmente la barra solidificada hasta la horizontal.

•

Mecanismo de corte: Actúa sobre la barra que avanza en forma continua en la instalación. El equipo de corte puede regularse a distintas longitudes. El corte se realiza mediante oxicorte, cizalla mecánica o cizalla hidráulica.

10.6.5.4 Características Metalúrgicas del Proceso

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La colada continua se aplica actualmente a una gran variedad de tipos de acero, desde aceros al carbono hasta los de alta aleación, por ejemplo, aceros inoxidables. Sin embargo, el proceso no es aplicable a los aceros efervescentes, que representa un porcentaje considerable de la demanda y la producción mundial. El mecanismo de solidificación de los aceros efervescentes exige muy bajas velocidades de colada para cualquier sección, para permitir que el monóxido de carbono escape a través de la superficie del metal en la lingotera. Es importante tener en cuenta que los lingotes convencionales se dividen en tres clases: aceros calmados, semicalmados y efervescentes, mientras que en colada continua, hay una sola clase de acero: calmado. Los desbastes obtenidos por métodos convencionales han pasado por el desbastador antes de seguir con los procesos de laminación. Por consiguiente, la porosidad de los mismos ha desaparecido. En cambio los procesados por colada continua están en estado bruto de colada, teniendo porosidades dentro del mismo. La colada continua facilita una rápida solidificación de la barra e implica una elevada tensión de la piel. Esto hace necesario controlar dentro de límites muy estrictos. La temperatura del acero en la cuchara y en el distribuidor, así como los aspectos metalúrgicos y químicos del proceso de aceración, ya que todos estos factores influyen en la calidad de los productos finales. 10.6.5.5 Características de Explotación de una Máquina de Colada Continua a. Productos: tochos, palanquillas, planchones y redondos. Tocho: Producto semiterminado, de sección transversal cuadrada o rectangular, mayor a 15.600 mm2. Sus aristas son redondeadas, puede obtenerse por laminación de lingote o por colada continua. Se utiliza para obtener productos no planos, palanquilla o forjados. Palanquilla: Producto semiterminado, de sección transversal menor o igual a 15.600 mm 2 el espesor es mayor a 40 mm. Sus aristas son redondeadas. Puede obtenerse por laminación a partir de lingotes o tochos o por colada continua. Se utiliza para producir productos no planos. Planchón: producto semiterminado de sección transversal rectangular Su espesor es mayor de 40 mm y ancho igual o mayor a 500 mm. Sus aristas son redondeadas. Puede obtenerse por laminación de lingote o por colada continua. Se utiliza para obtener productos planos. Redondo: Producto semiterminado destinado a ser laminado o forjado obtenido por colada continua. Su sección transversal circular es menor a 15.600 mm2. b. Velocidad de colada: Depende principalmente de la sección que se está colando.

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10

32

16

80

40

20

0

0

10

t/h

velocidad de extraccion (m/min)

Figura N° 56. Velocidad de Colada

5 4 3 PALANQUILLA

2 1

TOCHO S

0.5 0.4 0.3

REDONDOS

0.2 0.1 0.1

0.2

0.5

1

2

3

5

10

20

50

100

seccion de la lingotera (dm2) La Figura N° 56 indica distintas velocidades de extracción generalmente usadas en función de las secciones coladas. Las palanquillas son coladas a velocidades que varían entre1.2 y 4m/min. correspondientes a producciones horarias entre 10 y 20 t/hs. por cada línea Los tochos son colados entre 0.6 y 1.5 m/min con una producción horaria de 20/40 t/hs por línea. Los planchones se realizan a una velocidad entre 0.5 y 1.8 m/min con una producción entre 20 y 200 t/hs c. Colada secuencial Uno de los elementos que han permitido el avance de la colada continua ha sido el desarrollo de la colada secuencial. En este caso, varias cucharas son coladas sucesivamente. Ello permite

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eliminar una serie de operaciones: retiro del distribuidor, colocación de la barra falsa y despunte de cabeza y colas, aumentando la eficiencia al disminuir el tiempo no operacional. En la actualidad se obtienen corrientemente de 3 a 6 coladas secuenciales. El pasaje de una cuchara a la siguiente se efectúa sin interrupción de la colada ya que se pueden disponer dos carros portacucharas, que permiten transferir las coladas. La otra solución, la más usada generalmente, se realiza mediante una torre giratoria, con capacidad para dos cucharas.

d. Mecanismo de la barra falsa Se utiliza para el inicio de la colada. La lingotera se obstruye desde su parte inferior, con la denominada barra falsa. Luego se vierte el acero desde el distribuidor que se va solidificando y se baja gradualmente la barra falsa, seguida de la barra solidificada. El enhebrado queda completo cuando la barra colada sale del tramo enderezador. Allí se corta o desprende la unión con la barra falsa. e. Determinación de la capacidad total de una máquina de colada continua La relación entre varios de los factores que hacen a la optima relación entre la acería y la colada continua, se representa en la (Figura N° 57). Este monograma permite calcular: Figura N° 57 velocidad de colada (m/min) 0.8

1.0

1.2

1.5

2.0

3.0

7 6

0.6

5 4

0.4

2

3

3

2

0.2

4 1 0

9

8

7

6

5 4 3 peso (t / m )

6 8

2 1

2

3

4

5

6

7

Capacidad por maquina (t / min )

500

Ancho ( n )

1000 Monograma para la determinacion de la capacidad de maq.c.c. (PE acero 7.7)

1500

2000

2500 500

450

400

350 300 250 Espesor ( m )

200

150

100

60

140

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1 El peso de acero colado en toneladas por metro de longitud, para secciones rectangulares, cuadradas y redondas. En el ejemplo se muestra el paso por metro de una colada de 1800 mm de ancho por 200 mm espesor: es de 2.75 t/m 2 La capacidad de la línea de colada para una velocidad media dada en m/min . En el ejemplo se muestra que una línea que trabaja a 0.8 m/min tiene una capacidad de 2.2 t/min. 3 La capacidad total en función del número de líneas. En el ejemplo, para una máquina de 2 líneas, la capacidad total es de 4.5 t/min. Se puede calcular el número de máquinas de colada continua necesario para absorber una producción dada de acero. 10.6.5.6 Comparación de Procesos: Colada Continua y Convencional Figura N° 58

HORNO ELECRICO O CONVERTIDOR

TREN

DE

LAMINACION

PARA

PRODUCTOS SEMIACABADOS

TREN DE LAMINADO

COLADA CONTINUA

CAPACIDAD POR LINEA

141

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La Figura N° 58 esquematiza ambos procesos. Las principales ventajas de la colada continua son las siguientes: a. No es necesario el empleo de los trenes de laminación de tochos (blooming) o planchones (slabbing) b. Se eliminan dos fases muy clásicas y costosas en la fabricación de palanquillas o planchones respectivamente para obtención y laminación de lingotes c. De acuerdo a lo anterior se pueden reducir las inversiones en la empresa, ya que los gastos necesarios para instalar una colada continua son generalmente inferiores a los correspondientes a un tren de laminación con sus servicios complementarios de hornos de calentamiento, acondicionamiento, etc. d. Ahorro de energía: La tabla 3.6.1 presenta una comparación ente la producción de laminados mediante la ruta convencional, vía lingotes y la colada continua. De dicha tabla puede concluirse que en el caso más desfavorable para la vía lingotes (cargando el 100% de lingotes fríos en los hornos de recalentamiento) el ahorro de energía mediante colada continua se sitúa alrededor del 80 %. En la propia colada continua, la economía energética puede verse sensiblemente mejorada si se realizan coladas secuenciales o con la utilización del distribuidor frío. e. Rendimiento metálico obtenido entre el acero líquido y el semielaborado, hasta un 98 %. Se reduce la pérdida de material por despuntado de lingotes. f. En general se obtiene un producto de gran uniformidad y se evitan las segregaciones más o menos importantes de diversos elementos, principalmente carbono, fósforo, y azufre, que siempre presentan la cabeza y pie de los lingotes de acero. g. Mejores condiciones de trabajo y menor contaminación de acero y posibilidad de integración a plantas de diferentes tamaños.

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Figura N° 59. Comparación de requerimientos de energía (Kcal/ t)

Vía colada continua (1 línea) Energía requerida por mayor Temperatura del acero liquido Combustible para calentar el distribuidor

Energía eléctrica para operación de maquinas y circuito de agua refrigerante Total

Vía lingote 8600 energía eléctrica 5160 para la operación 30000 combustible para recalentar lingotes a temperatura de laminación a.lingotes fríos 400,000 b. 50% fríos 250,000 c. 10% fríos 200,000 1555 Energía eléctrica 17200 para laminación de lingotes en el desbastador 54100 Total 222,360 a 422,360

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Figura N° 60. Aceria

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10.7 HORNO ESPECIALES 10.7.1 Horno Túnel En el horno túnel los productos cerámicos a cocer van avanzando progresivamente hacia la zona de cocción y para ello, precisa que el horno tenga la forma de un túnel de bastante longitud, en el que se efectúa la calefacción por gas. Por excelencia este es un horno a contracorriente, las piezas pasan en una dirección mientras que los gases circulan en dirección contraria. Comprende cinco periodos perfectamente definidos, a saber: • • • • •

caldeo preliminar (desecación y calentamiento), cocción, primera zona de enfriamiento, segunda zona de enfriamiento, y tercera zona de enfriamiento.

La zona de caldeo preliminar se halla precedida de una antecámara de admisión en la que se introducen las vagonetas con los materiales crudos a hornear. Cuando se abre la puerta de la antecámara, una puerta metálica interior de guillotina impide el acceso de aire frío hacia el interior del horno. La antecámara va seguida de la zona de caldeo preliminar en la que penetran los humos de la combustión por varias bocas situadas en la solera del horno. Estrangulando en mayor o menor proporción el paso de los humos se regulará la temperatura de caldeo. Los productos cerámicos crudos van calentándose por los gases de la combustión que se dirigen hacia la chimenea impulsados por el tiro natural de la misma o arrastrados por el tiro inducido de un ventilador. En la zona de cocción del horno se disponen numerosos mecheros para la combustión del gas generado en el gasógeno y una serie de entradas auxiliares de aire. La primera zona de enfriamiento se caracteriza por el considerable espesor de sus paredes exteriores evitando pérdidas exageradas por irradiación y un enfriamiento excesivamente rápido de los productos cocidos. Además, la velocidad y cuantía de este primer enfriamiento se regula a voluntad por conductos verticales de circulación de aire frío, que se evacua por un colector situado sobre del horno. La segunda zona de enfriamiento se caracteriza por sus paredes de mucho menor grueso que en la zona anterior, para que sean mayores las pérdidas de calor a través de la mampostería y unos conductos verticales de paso de aire fresco permiten la regulación del enfriamiento. Este aire es evacuado al exterior por tiro inducido de un ventilador situado sobre la bóveda del horno. La tercera zona de enfriamiento o antecámara de salida se halla separada de la anterior por una puerta metálica de guillotina que impide el acceso de aire frío, cuando se abre la puerta de descarga del horno, para la salida de las vagonetas. Se halla constituida por una cámara de paredes delgadas, o mejor aún, de chapa de hierro atirantada exteriormente, formando paramentos dobles, entre los que circula aire fresco, constituyendo una envolvente de refrigeración de la pared metálica interior. El aire que circula al exterior de las tres zonas progresivas de refrigeración se utiliza una vez calentado para la carburación de los gases generados en los gasógenos y que penetran en el horno por los respectivos mecheros.

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A modo informativo podemos decir que un horno túnel de las características anteriores absorbe una potencia de 8 a 10 HP correspondiendo la potencia mínima al tiro natural por chimenea y la superior al caso de tiro inducido por ventilador. Las vagonetas presentan una longitud de 2 m aproximadamente, con una anchura de 1,20 a 1,40 m y una altura de carga útil de 1,30 a 1,80 metros, según la altura de la bóveda del horno. El número de vagonetas cargadas de productos cerámicos que pueden cocerse cada 24 horas depende esencialmente de la clase de productos cerámicos y de la temperatura exigida para ello, variando de 15 a 20 vagonetas en los productos de paredes gruesas (artículos sanitarios) con temperaturas de cocción a 1300° C y hasta 30 vagonetas para la cocción de loza esmaltada a 1.000-1.100° C, con un consumo de 3.000 kg de carbón en 24 horas, en un horno de 100 a 120 m de longitud, que llega hasta 5.000 kg cuando la cocción se lleva a efecto a 1.300° C. Se lo utiliza generalmente para cocer ladrillos, losetas, tubos para desagüe, para porcelana eléctrica, porcelana química, vajillas, baldosas y azulejos (Figura N° 61)

Figura N° 61. Horno Túnel

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10.7.2 Convertidor Flash Este horno utiliza las reacciones de oxidación como fuentes de calor para fundir el mineral y producir la mata de cobre, por lo que necesita escasa cantidad de combustible. Combina la oxidación y fundición en un solo paso. Su nombre proviene de "flash smelting" que significa "fusión relámpago". Un paso significativo en el desarrollo del proceso de fundición flash fue la introducción de aire enriquecido con oxígeno en 1.971. La principal ventaja de esta mejora fue el alto ahorro de energía. Otra de sus ventajas es que el SO2 puede removerse de la corriente de gases más eficientemente. Incluso se han llegado a fundir exitosamente concentrados de cobre (especialmente aquellos con bajo contenido de hierro) a cobre blister en el mismo horno flash, evitando así el paso al convertidor y logrando ahorros considerables en inversión y costos. En resumen, las ventajas del proceso Flash son: • •

En una sola etapa se produce la oxidación y fundición con buena adaptabilidad a los distintos grados de concentrados de alimentación. Se obtiene mata de alto grado que reduce los requerimientos de capital y costos de operación para convertirla a cobre blister.

Sus desventajas: • •

Es esencial que la alimentación esté seca. El contenido de cobre en la escoria es bastante elevado, por lo que no se lo puede desechar directamente, sino que se debe realizar una operación de limpieza de la misma.

10.7.3 Proceso Flash El proceso Flash, combina la oxidación y fundición de la materia prima en una sola fase. El sulfuro de cobre y el aire enriquecido con oxígeno (u oxígeno puro) son alimentados continuamente en el horno de fundición Flash para formar una suspensión de partículas en el gas. El concentrado se enciende y oxida en la suspensión al grado de oxidación deseado. La reacción exotérmica funde simultáneamente la carga. El resultado es mata y escorias fundidas. El azufre pasa a la fase gaseosa como SO2 con alta concentración de donde puede ser fácilmente recuperado Figura N° 62. Junto a la planta de fundición se encuentran: • •

la planta generadora de oxígeno (necesaria para enriquecer el aire del horno Flash y los convertidores) -una planta de fabricación de ácido sulfúrico a partir de los gases de escape de la fundición y conversión y una planta de tratamiento de escorias (donde las escorias provenientes del horno Flash y del convertidor se dejan enfriar lentamente para permitir la cristalización de los sulfuros de cobre y la nucleación del cobre metálico).

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Figura N° 62. Horno Flash A continuación se describen en detalle, las etapas de este proceso y la participación del horno Flash en el mismo: 1) Preparación de la carga y secado: la alimentación del horno es una mezcla de concentrado molido fino y agentes fundentes. La alimentación debe ser secada antes de realizar el proceso de fundición para asegurar que el encendido y oxidación de los sulfuros sea lo suficientemente rápida. Existen varios métodos para secar la carga, el mas común es el horno de secado rotatorio cande la energía para el secado la provee la combustión de combustibles fósiles. Los gases calientes del horno de ánodos o de otras fuentes también pueden ser utilizados. 2) Fundición Flash y tratamiento del gas: la carga secada y el aire enriquecido con oxígeno u oxígeno puro son alimentados al quemador. El concentrado se oxida rápidamente en la cámara de reacción y fluye hacia la zona horizontal del horno. El calor generado por la reacción exotérmica de oxidación funde a las partículas sólidas El material fundido cae al fondo de la zona horizontal del horno, donde sé separa en capas de nata o metal y escoria. Los gases del horno fluyen a través de la chimenea a una caldera de gases de desecho, donde se enfrían a alrededor de 350°C. El calor es recuperado en forma de vapor. Se pueden usar otros equipos de enfriamiento del gas si resultan más económicos que una caldera de gases de desecho. Después del enfriamiento, el gas es conducido a la planta recuperadora de ácido sulfúrico. El polvo contenido inicialmente en el gas se recupera en la caldera y se vuelve a alimentar el horno. El grado de oxidación del concentrado puede ser regulado, y estará determinado por la relación oxígeno total / concentrado. El contenido de cobre de la mata depende del grado de oxidación; cuanto más alto sea el grado de oxidación, más alto es el grado de la mata. El proceso típicamente produce mata de alto grado, conteniendo 60-70% de cobre (Figura N° 63)

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Figura N° 63. Diagrama de Flujo de la Fundición Flash 10.7.3.1 Conversión Clásica Todos los procesos de conversión pueden ser usados en una fundición Flash de cobre debido a la flexibilidad del proceso Flash para producir una mata del grado conveniente para la conversión a partir de distintas materias primas. Para el proceso de conversión, se usan comúnmente los convertidores Pierce Smith. La mata obtenida en el horno Flash se oxida con aire o con oxígeno a cobre blister. Después de la precipitación de los polvos, los gases del convertidor son conducidos a la planta recuperadora de ácido sulfúrico. Una variedad de concentrados de cobre, especialmente aquellos con bajo contenido de hierro, han sido exitosamente fundidos en cobre blister en el horno flash. Con éste método no se requiere el paso del convertidor y se pueden lograr ahorros considerables en inversión y costos. El contenido de oxígeno del aire puede ser regulado de acuerdo a la composición del concentrado, la capacidad de la fundición y el grado de la mata, a fin de que no sea necesario usar combustible en el horno flash para alcanzar el adecuado balance de calor. Los gastos de mantenimiento y el consumo y otros materiales también es bajo. El consumo de materiales refractarios por ejemplo es de sólo 1,5 a 2 kilogramos por tonelada de cobre contenido en la mata producida, gracias al sistema de enfriamiento protector del revestimiento refractario. En este sistema hace posible la operación del horno en campañas largas. 10.7.3.2 Control de la emisión En términos de protección del medio ambiente, el proceso Flash permite una alta recuperación de azufre gracias al flujo continuo de gas.

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El enriquecimiento del aire con oxigeno reduce la cantidad de gas producido y son minimizadas las emisiones de azufre al medio ambiente. La escoria de deshecho de la fundición Flash, es inerte y no es perjudicial para el ambiente. Se llevó a cabo una investigación a fin de caracterizar los procesos que ocurren en la cámara de reacción de un horno de conversión instantáneo de matas de cobre. Los experimentos se efectuaron en un horno de laboratorio a escala semi-piloto. Las variables de prueba incluyeron: • el grado de mata • concentración de oxígeno en el gas de alimentación • tamaño de partícula de la mata de cobre alimentada • relación oxígeno-mata. Las variables observadas incluyeron: • • • • • •

la fracción de avance de las reacciones de oxidación fracción de azufre remanente en las partículas calidad de la conversión cambio en la relación atómica cobre-hierro distribución del tamaño de partícula mineralogía y morfología de las partículas oxidadas

Los experimentos mostraron diferencias sustanciales en cuanto al comportamiento de oxidación de las partículas de alto grado de mata (72% Cu) y las de bajo grado de mata (58% Cu). Las partículas de bajo grado de mata reaccionaron uniformemente en el horno, crecieron en tamaño y no sufrieron fragmentación sustancial durante las reacciones de oxidación. Por otra parte, las partículas de alto grado de mata no fueron oxidadas uniformemente y sufrieron fragmentación sustancial con generación de polvo. Los efectos de las variables de prueba se determinaron en el siguiente orden de importancia: 1) relación oxígeno-mata, 2) tamaño de partícula, 3) concentración de oxígeno. El examen microscópico reveló que los principales productos de la oxidación fueron óxidos de cobre y hierro, con poca producción de cobre elemental.

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10.7.4 Horno Hoffmann 10.7.4.1 Introducción Los hornos continuos para el cocido de productos cerámicos no son una invención moderna. El desarrollo de los hornos continuos, de los cuales los hornos Hoffmann son los más conocidos y más vastamente utilizados, comenzó alrededor de 1849. En 1856, la idea de un horno con una zona de fuego continuo en movimiento fue introducida, y sólo fue cuestión de tiempo antes que este método de cocido se hiciera una realidad práctica. La razón principal para la utilización de la tecnología Hoffmann era el ahorro de 2/3 de combustible. 10.7.4.2 El Horno Hoffmann Original Los primeros hornos Hoffmann tenían la forma de una cámara circular grande, con paredes macizas y una gran chimenea en el centro, en la que convergían conductos subterráneos y radiales de las paredes interiores de cada una de las 12 cámaras. Las cámaras estaban arqueadas tipo barril (como un túnel de tren) y en los arcos del techo existían pequeños agujeros a través de los cuales se alimentaba con carbón fino. Alrededor de las paredes exteriores estaban las 12 aberturas para la carga y descarga de las cámaras de cocido. Estas cámaras estaban separadas una de otra por grandes compuertas metálicas, que podían abrirse y cerrarse cuando el fuego se movía alrededor del horno de una cámara a otra. Una vez que el horno está prendido, la secuencia de operación es continua. Cuando el horno esta en plena operación, dos compuertas se cierran herméticamente, y las diez restantes se abren. Si las cámaras están numeradas de 1 a 12, entonces los ladrillos se descargan en la cámara 2 y se cargan en la 1. La compuerta se cierra entre la cámara 1 y 12 y las compuertas entre las demás cámaras se abren. El aire es conducido a través de la puerta abierta de la cámara 2 y a través de los ladrillos en las cámaras 3, 4, 5 y 6 enfriándolos. Este enfriamiento de los ladrillos hace que el aire se caliente. Las temperaturas van en aumento desde la cámara 3 hasta la 6. La temperatura en la cámara 6 es próxima a la de cocción. La cámara 7 se enciende con combustible (alimentada a intervalos a través del techo), e inmediatamente se inflama debido al aire caliente que proviene de la cámara 6. Los productos de la combustión pasan por las cámaras 8, 9, 10, 11 y 12 secando y pre-cociendo los ladrillos de estas. En la cámara 8, los ladrillos están en la etapa de pre-cocido. Los gases de combustión circulan desde la cámara 12 a través del conducto hacia la chimenea central. Los otros 11 conductos de las otras cámaras se encuentran cerrados con compuertas. De esta manera, haciendo los cambios de compuertas entre cámaras y dentro de la chimenea, la zona de cocido va avanzando por las distintas cámaras a intervalos regulares. Las cámaras que son cargadas y descargadas con los ladrillos van avanzando en secuencia. Luego se cierra la compuerta que comunica las cámaras 1 y 2, de esta manera se puede cargar la cámara 2 y descargar la 3, este ciclo se repite en forma periódica (Figura N° 64).

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Figura N° 64. Diagrama del Horno Hoffmann

10.7.4.3 Horno Hoffmann Moderno En la actualidad el horno original Hoffman redondo ha sido reemplazado por una versión moderna, que tiene la forma de 2 túneles paralelos construidos uno al costado del otro, conectados entre sí por túneles curvados en ambos extremos. La chimenea se encuentra afuera de la estructura del horno y puede estar conectada con más de un horno. Para un trabajo efectivo son necesarias como mínimo 16 cámaras (aunque es preferible tener 22). El Hoffmann original fue suplantado, debido a que tenía una gran masa de absorción de calor, y las cámaras de cocción eran pequeñas e innecesariamente complicadas de cargar, mientras que la compuerta entre las cámaras era grande, molesta, y difícil de operar. Esta compuerta fue reemplazada por una pantalla de papel o tela que se va colocando entre las secciones del túnel de cocción mientras es cargado. La pantalla sella el túnel en este punto y previene que el aire frío circule por un camino incorrecto hacia la zona de cocido. La pantalla se

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destruye por el acercamiento de la zona de cocido en el momento en que esta va avanzando alrededor del horno. Existen muchos modelos de hornos continuos, basados en el movimiento de la zona de cocido. El camino del recorrido del fuego en el Hoffmann original era circular, luego fue modificado en forma de elipse. Para aumentar la producción se construyeron hornos continuos con circuitos más largos a través de los cuales la zona de cocido viaja más rápidamente. Es posible crear dos zonas de cocido que corran simultáneamente en los hornos más grandes. Para minimizar espacio, el circuito de cocido está curvado en una forma de Zig Zag. También se utilizan otros diseños, en las cuales los circuitos se construyen en la forma de un T, Y o X, con la chimenea en el centro. (Figura N° 65).

Figura N° 65. Horno Hoffman Moderno

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10.7.4.4 Obtención de la Máxima Eficiencia Es importante determinar donde y como se pierde el calor para poder tomar medidas para mantener estas pérdidas lo más bajas posible. Una porción importante del calor se pierde en los gases de combustión, esta pérdida se debe al exceso de aire que pasa a través del horno. Se obtiene la máxima eficiencia cuando el exceso de aire es mínimo. También hay que tener en cuenta las pérdidas por radiación y por convección a través de la estructura del horno. Una manera de mejorar la eficiencia es aumentar la producción (colocando más ladrillos dentro del horno) ya que las pérdidas por radiación y convección se mantienen casi constantes. Para reducir estas pérdidas se construyen paredes de 1 metro o más gruesas. Estos hornos tienen la ventaja de cocinar grandes cantidades de ladrillos en forma pareja. También se caracterizan por un alto rendimiento del combustible. Las cifras que indican la eficiencia de los hornos Hoffmann varia entre 1800 KJ y 2350 KJ por kilogramo de ladrillo cocido. Se pueden utilizar combustibles sólidos, líquidos y gaseosos. Entre los combustibles sólidos se pueden destacar el carbón, aserrín, trozos de madera y cáscaras de café (para la carga se utilizan tolvas). Los combustibles líquidos se introducen en el horno por goteo, este procedimiento da origen a la formación de hollín y algunos de residuos sólidos, por esta razón no son muy utilizados. Tales inconvenientes se reducen cuando se utiliza combustible gaseoso (gas natural) utilizando mecheros para su combustión. Estos hornos son caros ya que ocupan mucho espacio y requieren mantenimiento periódico. Debido a su gran masa absorbe mucho calor, esto se compensa por el hecho de que el aire para la combustión es precalentado al pasar entre los ladrillos cocidos. 10.7.5 Horno de Bandejas Los hornos de Bandeja están constituidos por una cámara subdividida por una serie de divisiones horizontales de material refractario dispuestos en forma desplazada uno respecto del otro; el horno viene así a estar constituido como por varios hornos de reverbero superpuestos. Este horno ha dado excelentes resultados, especialmente para la tostación clorurante de residuos que contienen cobre y zinc El rendimiento referido a la pirita de hierro con 48% de azufre dará entre 12 y 20 toneladas cada 24 horas. 10.7.5.1 Principio de funcionamiento Para constituir el ciclo de cocción el material se carga sobre la bandeja superior extendiéndolo convenientemente sobre la misma mediante herramientas adecuadas desde la abertura ubicada sobre el cabezal del horno. Después de un cierto tiempo el material se hace descender distribuyéndolo sobre la bandeja inmediata inferior, mientras que el material fresco vuelve a ser cargado como en el caso anterior por la boca de carga correspondiente; y así continuamente, el material se hace bajar a intervalos de bandeja en bandeja maniobrando siempre desde las aberturas del cabezal hasta que alcanza la bandeja inferior donde antes de ser descargado por las aberturas apropiadas recibe el máximo calor, siendo atacados de cerca por las llamas del hogar situado en la base. Los productos de la combustión suben recorriendo un camino inverso del efectuado por el material, por lo tanto lo va calentando gradualmente permitiendo una buena recuperación del calor ( ventaja), solamente falta la recuperación del calor del material ya elaborado que sale del horno con alta temperatura. 154

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10.7.5.2 Ventajas y Desventajas Como ya mencionamos, una de las ventajas de estos hornos es que el material se va calentando gradualmente permitiendo una recuperación del calor. Además, los hornos de bandeja, debido a la simplicidad de construcción y su discreto rendimiento térmico son bastante económicos pero resulta muy oneroso el trabajo manual de hacer pasar y extender el material desde una bandeja a la otra. 10.7.5.3 Principales Usos Estos hornos son usados empleados para el tostamiento y calcinación de materiales varios. Mas frecuentemente son empleados para el tostamiento de minerales de azufre, en cuyo caso una vez caliente el horno no se hace más necesario mantener en función el hogar pues basta el calor desarrollado por la combustión del azufre para mantener el horno a temperatura suficientemente elevada; Antes de llegar a la chimenea, los productos de la combustión son guiados en tal caso a una cámara de depuración y luego a los aparatos de absorción del anhídrido sulfuroso. 10.7.6 Horno de Caídas Los hornos de caídas constan de una cámara más bien alta de sección rectangular o cuadrada cuyo interior esta ocupado por una serie de superficies inclinadas desplazadas una con respecto a la otra con uno o más hogares situados en la parte baja y lateral de la cámara. El material, menudamente desmenuzado corre por gravedad de uno a otro de los planos inclinados en contracorriente con los productos de la combustión. La velocidad de descenso del material puede regularse ya sea por la inclinación de los planos inclinados o por el desmenuzamiento del material, sea mediante obstáculos dispuestos sobre las superficies o a pequeña distancia de las mismas o bien con un distribuidor que regula la carga desde lo alto. Aparte de simples superficies o planos inclinados la cámara del horno puede ser ocupada por varias series de barras horizontales de material refractario de sección adecuada dispuestas cada serie desplazada respecto a la inmediata superior e inferior, de modo que el material en su movimiento de descenso por gravedad sea frenado y siga un camino tortuoso rebotando sobre las barras. Un ejemplo de tal tipo de horno es el Cermark-Spirek empleado en la metalurgia del mercurio para la destilación del cinabrio. Los hornos de caída de tipo económico pueden ser usados en sustitución de los hornos de cuba o de los rotativos para el abrasado, calcinado y destilación de materiales desmenuzados.

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BIBLIOGRAFÍA

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