FACULTAD DE CIENCIAS QUIMICAS

FACULTAD DE CIENCIAS QUIMICAS INFLUENCIA DE LA BASICIDAD EN LA MICROESTRUCTURA DE LOS PELLETS Y EN SU COMPORTAMIENTO METALURGICO EN LOS PROCESOS DE R

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FACULTAD DE CIENCIAS QUIMICAS

INFLUENCIA DE LA BASICIDAD EN LA MICROESTRUCTURA DE LOS PELLETS Y EN SU COMPORTAMIENTO METALURGICO EN LOS PROCESOS DE REDUCCION DIRECTA

TESIS QUE PARA OBTENER EL TITULO DE

MAESTRO EN CIENCIAS CON ESPECIALIDAD EN METALURGIA PRESENTA:

I.Q.M. RAFAEL ALEJANDRO GUTIERREZ RAMIREZ

ASESOR:

DR. ARTEMIO TELLO DUARTE

COQUIMATLAN, COLIMA, MARZO DE 1998

DEDICATORIA

Dedico este trabajo a todos los que de distintas formas contribuyeron a la realización del mismo aportando ideas, su tiempo, dando facilidades, opinando, realizando críticas, etc; pero muy en especial a mis padres por su apoyo invaluable y su ejemplo de trabajo y constancia.

A todos gracias Sinceramente Rafael Alejandro Gutiérrez Ramkez

Fwultad de Ciencias Q&nicms 0f7c10/051/97

FAC. CS. QUTM.

C. RAFAEL ALEJANVRO GUTTERREZ RAMTREZ PASANTE VE LA MAESTRTA EN METALURGTA P R E S E N T E .

Po& Ute media me puunúto &~onmatLee que 462 Le. autotiza La -im~es.ú?n d e &a TuA .GahLada ” TNFLUENClA VE LA &4SlClVAV EN LA MlCRO ESTRUCTURA VE LOS PEflETS. Y EN SU COMPORTAMlEMU:METALURGlCc) EN LOS )PROCESOS VE REVUCClúN VTRECTA ", wn.tazuutol&n~~~ode ’ Maeu?úa en Me.ta.tutrgia.

~ii'mds pon. et momento, uciba t.G wtrdiae patudo.

L7: ENERO VE 199

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0 VTLLALPANDO C.C.P. ARCfflVO.-

C.C.P. MlNUTARlO.SEVV/& bp*

Kilómetro 9, Carretera Colha-Caquimatl~n I Coqdmatl~n,

Colima, M&ico, 28400 I Telefax 91 (332) 3.00 77.

SUMARIO

El presente trabajo se puede dividir en 6 secciones o capítulos. El primero de ellos trata de los principales procesos de reducción directa del mineral de hierro (pellets) sus características y la produccción mundial de cada uno de ellos en los últimos años. Esto con el fín de dar un panorama de la importancia del peletizado, sus características e impacto en la producción de DRI y en la producción de acero. En el capítulo dos se muestran las pruebas metalúrgicas efectuadas a los pellets producidos y los constituyentes más comunes en la microestructura de pellets cocidos de mineral de hierro ya que en estudios previos se ha demostrado que las propiedades físicas no se afectan drásticamente con diferentes niveles de basicidad, no así sus propiedades metalúrgicas y entonces se busca explicar como influye dicha basicidad en la microestructura de éstos; ya que tenemos la hipótesis de que la basicidad induce distintos tipos de microestrwtura y esta determina el comportamiento metahírgico de los pellets en los procesos de reducción directa y además que el éxito de este último tiene impacto directo sobre el proceso empleado en la producción del acero (HEA). En el tercer capítulo se explican los mecanismos por medio de los cuales las propiedades de los pellets verdes se modifican en el horno de cocimiento. En el capítulo cuatro se explica el experimento desarrollado para tratar de encontrar la influencia que tiene la basicidad como se menciono anteriormente, para lo cual f% necesario realizar tres primeras fases experimentales en la Planta Peletizadora de Peña Colorada, una cuarta fase en los laboratorios de metalografia de la U. de C. y Peña Colorada y fínalmente una quinta fase dando seguimiento a los pellets producidos en embarques enviados a IMEXSA para estudiar su comportamiento en Reducción Directa y en la acería. En el capítulo cinco se interpretan los resultados obtenidos para diferentes niveles de basicidad en las pruebas realizadas y en el estudio de microestructuras así como una explicación de su comportamiento en la producción de DRI y de acero. Al final se presentan las conclusiones del trabajo de investigación y se anexan resultados de estudios complementarios en el desarrollo del mismo.

INDICE Página L- INTRODUCCION 1.1 Generalidades de la reducción directa . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 1 1.2 Conceptos básicos sobre reducción directa. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 2 1.3 Indices de basicidad. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . ..-............. 3 1.4 Estabilidad del fierro esponja . . . . ...f................_....................................................... 4 1.5 Proceso MIDREX ..-.....,........-................................................................................ 5 6 1.6 Proceso Hn III . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 8 1.7 Producción mundial de hierro por reducción directa . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . ‘k2.1 2.2 2.3 2.4 2.5 2.6 2.7 2.8

ANTECEDENTES Pruebas metalúrgicas ............................................................................................. Prueba de reducibilidad.. ....................................................................................... Prueba HYL de hinchamiento.. ............................................................................. Prueba HYL para tendencia a la adhesión............................................................. Prueba de degradación a baja temperatura.. .......................................................... Calores de reacción en la reducción de los óxidos.. ............................................. Microestructura de pellets verdes y los efectos en sus propiedades.. ................... Constituyentes comunes en la microestructura de pellets cocidos.. .....................

10 12 16 17 20 23 23 27

III.- GENERALIDADES 3.1 Generalidades sobre transformaciones de la microestructura del pellet de acuerdo al análisis de la ganga y los ciclos de cocimiento . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 3 2 3.2 Mecanismos de unión durante el endurecimiento de pellets verdes . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 3 5 3.2.1 Oxidación. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . ...I.................................................... 35 ... 3.2.2 Recristalización. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 37 38 3.2.3 Crecimiento de grano . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 39 3.2.4 Formación de escorias . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . Iv.- DESARROLLO EXPERIMENTAL 4.1 Estudios preliminares . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . 4.2 Diseño experimental ( 5 Fases). . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . _. . . . . . . . . . . . . . . . . . . .

41 44

V.- INTERPRETACXON DE RESULTADOS 5.1 Interpretación de resultados ( 5 Fases) . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . ...... 5.2 Microestructuras ..-........ . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . .I. . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . -.

46 62

VL- CONCLUSIONES . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . . VIL- BIBLIOGRAFÍA VIII.- ANEXOS

85

CAPmJLO I

INTRODUCCION

CAPrlULO 1

INlROOUCCI~N

1.1 GENERALIDADES DE IA REDUCCIbN DIRECTA. Cualquier país que pretenda desarrollar sus industrias, mejorar la calidad de vida en la sociedad en general, debe ser autónomo . en el procesamiento de su acero. Actualmente, existen dos caminos para obtener acero a partir de mineral de hierro, estos caminos son: 1 .- Alto horno-Convertidor de oxígeno. 2.- Reducción directa-Horno eléctrico de arco.

En el alto horno, el mineral se alimenta mezclado con coque y fundentes, ocurriendo la reducción y fusión del hierro, la energía necesaria para llevar a cabo el proceso se libera por combustión del coque con aire caliente, generalmente enriquecido con oxígeno, el cual es inyectado mediante toberas al alto horno, el hierro líquido que se obtiene se llama arrabio y tiene alto contenido de carbón, azufre y silicio, los cuales son ajustados al nivel deseado en una etapa de refinación que generalmente se lleva a cabo en un convertidor de oxígeno, donde se obtiene finalmente el acero. En los procesos de reducción directa, el mineral de hierro es puesto en contacto con agentes reductores a alta temperatura, ocurriendo así la remoción del oxígeno combinado con el hierro, el producto es un sólido poroso llamado fierro esponja, tanto el tipo de agente reductor, así como la temperatura a que ocurre la reducción varían de proceso en proceso, pero en ningún caso se llega a la temperatura de fusión del sólido. Para definir cual de los dos caminos antes expuestos se debe elegir se consideran diversos factores entre los cuales podemos destacar los siguientes: a).-, Capacidad a instalarse b).- Disponibilidad de energéticos c).- Disponibilidad de minerales

En términos generales resulta más económica la ruta del alto horno cuando la capacidad a instalarse es superior a los 2 millones de toneladas por año, quedando esto condicionado por la disponibilidad de carbón coquizable, por otra parte, cuando la capacidad a instalarse es pequeña resulta mas económica la ruta de reducción directa [ 11. Pág. 1

CAPWLO 1

INTRODUCCION

El segundo factor es la disponibilidad de energéticos, ya que el alto horno no puede operar si no se dispone de carbon coquizable, y este no puede ser substituido completamente por otro tipo de energético (gas natural, hidrocarburos, líquidos, etc.). Los procesos de reducción directa, por otra parte, pueden adaptarse con más facilidad al tipo de energético disponible, siendo el mas usado el gas natural. 1.2 CONCEPTOS BbICOS SOBRE REDUCCIbN DIRECTA. Un proceso de reducción directa es aquel mediante el cual se remueve el oxígeno de los minerales oxidados de hierro por la acción de agentes reductores, que pueden ser sólidos o gaseosos. Como producto de la reducción directa de los minerales de hierro, se obtiene un sólido poroso y metalizado que se conoce con el nombre genérico de fierro esponja. La fusión del fierro esponja para la obtención de acero se lleva a cabo en un paso subsecuente y fuera del proceso de reducción directa. El grado de metalización del producto, relación del hierro metálico a hierro total */oM =( FeO+Fe en Fe&) / Fer.(lOO) depende del tipo de mineral usado, del tipo de proceso y de las condiciones de operación del mismo [ll. Para algunos autores, se denomina material prereducido al producto de un proceso de reducción directa, cuyo grado de metalización es inferior al 85%, mientras que el material con un grado de metalización mayor al 85% se le denomina fierro esponja [ 11. El grado de reducción directa de un producto es la relación de oxígeno removido del mineral entre el oxígeno inicial del mineral (%R = 0 Fer en mineral - 0 Fer en el DRI / 0 Fe-r en el mineral * 100). Los agentes reductores son sustancias sólidas o gaseosas que tienen gran afinidad por el oxígeno contenido en los minerales de hierro. Los principales agentes reductores empleados en los procesos de la reducción directa son el monóxido de carbono y el hidrógeno. En segundo término, se encuentran los procesos que utilizan el carbón como agente reductor. Debido a la termodinámica de las reacciones de reducción directa, a sus relaciones de equilibrio y a que la mayoría de estas reacciones son endotérmicas, es necesario operar los procesos a temperaturas elevadas entre 550°C y 1050°C. Mientras más baja sea la temperatura de operación, es necesario un mayor contenido de Hz en el agente, reductor [2]. Entre mayor sea la temperatura de operación de un proceso de reduccion directa., se tendrA una mayor velocidad de reacción, y por lo tanto, una mayor productividad del proceso. Generalmente, el límite superior de temperatura lo fijan las características del mineral de hierro, tales como: el hinchamiento y la tendencia a aglomerarse, debido a fusión incipiente de las partículas sólidas.

Pág. 2

CAPl'fULO 1

NTRODUCCION

La generación de los elementos reductores gaseosos se efectúa mediante la reacción a una temperatura de 800°C a 1000°C de un elemento energético con un elemento oxidante como pueden ser gas natural, hidrocarburos, carbón con oxigeno, dióxido de carbono y vapor de agua, produciéndose .mezclas de hidrógeno y monóxido de carbono principalmente. Por reducibilidad del mineral se entiende la facilidad de los óxidos de hierro del mineral para ceder oxígeno por la acción de los elementos reductores. La reducibilidad depende del proceso empleado, de su temperatura de operación y de la composición del gas reductor, entre otros factores que se analizan posteriormente. El comportamiento o productividad de cualquier proceso de reducción directa es fuertemente afectado por la reducibilidad del mineral alimentado a dicho proceso, por lo tanto es muy importante la caracterización del mineral que va a ser alimentado, para que en base a las características del mineral se determinen las condiciones de operación del proceso. 1.3 INDICES DE BASICIDAD. La reducibilidad de un mineral, depende de una serie de factores, entre los cuales, los más importantes son los siguientes: a).- La composición del mineral.- El contenido del fierro total, de hematita, de magnetita, y de ganga. Se conoce como ganga al material sólido inerte que no participa directamente en las reacciones de reducción directa, los componentes de la ganga son principalmente CaO, MgO, SiO y A1203. La ganga sin embargo influye en algunas propiedades, tales como: el hinchamiento y la tendencia a la aglomeración. Generalmente, la influencia de la ganga se analiza en base a los llamados índices de basicidad: B2 = Ca0 / SiOZ

B4 = Ca0 + Mg0 / Si01 + Al203

La concentración de los minerales de hierro y el peletizado influyen en la reducibilidad, y por lo tanto en el comportamiento del proceso, esto se analiza posteriormente. b).- La porosidad del mineral.- Los minerales porosos son más fácilmente reducibles que los no porosos, ya que son mas permeables al gas, permitiendo que se logre una mayor I reducción en un tiempo mas corto. c).- La aglomeración del mineral.- Si el mineral tiende a aglomerarse por fusión incipiente; entonces se obliga a operar el proceso a menor temperatura, lo cual ocasiona que la productividad baje. La aglomeración del mineral causa problemas serios en el flujo de sólidos y gases, formándose canalizaciones que traen como consecuencia un producto con calidad no uniforme [3].

Pág. 3

CAPllULO 1

tilROoOUCClON

d).- El hinchamiento del mineral.- Algunos minerales tienden a aumentar su volumen al reducirse a alta temperatura. Cuando el hinchamiento es significativo causa problemas similares a la agíomeración, por lo que, para evitarlo es necesario operar el proceso a más baja temperatura, afectándose entonces la productividad [4]. e).- La decrepitación del mineral.- Es la producción de finos causada por la reacción de reducción. La formación de finos ocasiona problemas de mayor caída de presión y canalización de la corriente gaseosa. f).- La resistencia mecánica del mineral.- El mineral debe tener suficiente resistencia mecánica para no degradarse en tamaño por las acciones de manipulación, transporte y carga al reactor de reducción. g).- La granulometría del mineral.- Se prefiere partículas homogéneas, en tamaño, para evitar canalizaciones que causan problemas de caída de presión y de producto no uniforme. 1.4 ESTABILIDAD DEL FIERRO ESPONJA. El fierro esponja debido a su alto contenido de hierro en forma metálica está sujeto a sufrir reoxidación, es d&ir, que si las condiciones son propicias, es posible que el hierro reaccione con el oxígeno del aire o con agua para oxidarse y volver a formar óxidos de hierro. El principal problema de las reacciones de reoxidación es que son exotérmicas, es decir que generan calor y además pueden generar gases tóxicos y explosivos como el monóxido de carbono y el hidrógeno [S]. Las reacciones de reoxidación se promueven cuando se pone en contacto fierro esponja a alta temperatura con una atmósfera oxidante, como puede ser el aire y la humedad. Por lo tanto, para la obtención de un producto estable, homogéneo, no reoxidable; es necesario que el fierro esponja a la salida del proceso de reducción directa esté frío, es decir a temperatura ambiente o cuando mucho a temperaturas menores de 100°C con depositación de carbón controlada, seco y con resistencia mecánica que facilite la labor de almacenamiento y transporte del producto sin degradación apreciable. La obtención de un fierro esponja con estas características no solo depende del tipo de proceso y de sus condiciones de operación, sino también, depende en gran parte de las características especiales del mineral alimentado al proceso. Entre los procesos de reducción directa existentes tenemos los siguientes: Hogannas, Wiberg, Midrex, HYL, Purofer, Armco, SLIRN, Krupp, HIE3, Fíor, Novalfer, etc. Pág.4

I

lNTROOUCCION

CAPfTULO 1

Estos procesos tienen ciertas semejanzas entre si con los procesos de reducción directa empleados en la antigüedad [ 11. En seguida se describen los dos procesos mas utilizados actualmente en la reducción directa: 1.5 PROCESO MIDREX. El proceso Midrex inició en Toledo, Ohio; con Surface Combustion Corporation en 1936. El generador de gases reductores era una estufa de ladrillo para llevar a cabo el rompimiento del gas natural. Redujeron arenas de mineral de hierro, pero no pudieron separar la ganga del hierro metalizado, por lo tanto no tuvo éxito. En 1948 diseñaron un proceso tipo Batch (intermitente) en Toledo, Ohio, con un reformador estequiométrico, de Surface Combustion este operó durante un ano, y se tuvo que parar por razones económicas. En 1959 Surface Combustión pasó a Midland Rose Corporation de Cleveland. Para 1963 se desarrolló el proceso Heat Fast Reduction (HFR) que usó pelotillas y carbón pulverizado en horno rotatorio. en 1965 se instaló una planta HFR para alto horno en Cooley Minnesota con 60 a 90% de metalización, que por razones económicas se dejó de operar en 1966. En 1966 y con 20 años de experiencia., Surface Combustion inició el desarrollo del proceso Midrex. Para 1967 se experimentó con un horno de 18” de diámetro y dos tubos comerciales de reformador, 20 toneladas diarias de producción con un 95% de Metalización para usarse en horno eléctrico en Oregon Steel Mills en Portland, Oregon. Utilizando un reformador estequiométrico, de gas natural y horno a contracorriente de lecho móvil. En 1969 se instalaron dos módulos en EUA (Oregon Steel Milis), pero tuvieron problemas con la capacidad de reformación y control de carbón. En 1969 Midland Rose fué adquirida por Korf Industrie y Handel Gmbh & KG, Alemania, y en 1973 instaló cuatro plantas que operan exitosamente: en Hamburgo (Alemania), Georgetown (South Carolina), Portland (Oregon), Contrecoeur (Canadá ) con una capacidad de producción de 400,000 tons/ano. Actualmente tiene plantas en SIBECDOSCO en Canadá , SIDOR en Venezuela, IMEXSA en México, Nippon Denro Ispat Ltd en la India, NISCO en han, Kobe Steel Kakogawa en Japón, en Brasil, Indonesia y Trinidad entre otros [6]. Pág. 5

CAPITULO 1

INTRODUCCION

CARACTERÍSTICAS DEL PROCESO MIDREX: -Horno vertical de lecho móvil con tres zonas bien definidas: zona de reducción, zona isobárica y zona de enfriamiento. -Reformador estequiométrico. -Dos circuitos de gas separados: Circuito superior de reducción Circuito inferior de enfriamiento -El gas de reducción se circula al reactor a través del reformador. -La reformación se lleva a cabo con COZ y Hz0 que son gases de tragante, por reacción catalítica del CI& -En el reformador se provee calor con gas de salida del horno de reducción y gasnatural. -El gas reductor contiene aproximadamente 95% de Hz y CO en relación Hz/CO de 1.5 a 1.6 -Duración aproximada de la carga en la zona de reducción de 6 hrs. -Metalización de 92 a 93 % . -Consumo de energía de 3.0 Gcal de gas natural y 120 kWh/ton producida [7]. 1.6 PROCESO HYL III

.

Proceso desarrollado a principios de los setentas en Monterrey, N.L. México, iniciando con el proceso I-IYL 1. Se construyó una planta piloto de 20 toneladas de fierro esponja por día en 1975 [8]. La sección generadora de gases reductores es completamente independiente de la sección de reducción. Esta da opción a usar cualquier proceso de generación de gases reductores, por ejemplo: gasificación, combustión parcial, reformación, etc. El proceso generador de gases reductores empleado en la actualidad, es la reformación de gas natural con vapor de agua. Como el vapor de agua se emplea en exceso (relación de 2.4 de vapor de agua a gas natural), se tiene que enfriar el gas para quitarle el excedente. (La relación estequiométrica necesaria es de 1: 1). El gas reformado resultante tiene una composición aproximada de: J32

75% en volumen

co

15% en 5% en 3% en 1% en

co2

CH4 H20

volumen volumen volumen volumen Pág. 6

cAPrlu10 1

INTRODUCCION

El consumo de este gas es de aproximadamente 1060 M3 std. por tonelada de fierro producido. La sección de reducción consta de un reactor de lecho móvil por gravedad, presurizado con sellado mecánico. La presión de operación es de aproximadamente 3.5 kg/cm* abs. La admisión del mineral se realiza por una tolva de presurización y despresurización, y otra tolva de capacidad comunicada directamente al reactor. El sistema de sello consta de una válvula media bola, modificada que corta el flujo de sólidos, y una válvula macho que sella el flujo de gas. Dispuestas estas antes y después de la tolva de presurización. El control de flujo de sólidos se realiza a la salida del reactor por medio de una válvula dosifícadora, siendo ésta ti disco de altura igual al diámetro inferior del reactor; en cuya periferia tiene cavidades que al girar retiran del reactor un volumen de sólidos igual al volumen de cavidad. La velocidad de rotación de ésta válvula es controlada y se varía de acuerdo al flujo de sólidos o producción que se desee. Igual que en la parte superior, se tiene una tolva de capacidad y una tolva de despresurización con válvulas de sellado idénticas a las de admisión de sólidos. Una vez llena la tolva se descarga por una banda a una tolva de almacenamiento del producto. El reactor consta de tres zonas: zona de reducción o zona superior donde el gas reductor fluye a contracorriente, entrando por una cavidad circular y saliendo por la parte superior por un recolector (tubo revestido de refractario) colocado al lado de la entrada de los sólidos. Zona de enfkiamiento o zona inferior, en que el gas refrigerante entra por la parte inferior del reactor y fluye a contracorriente con el sólido, para salir a un plenum recolector del gas, situado abajo del plenum de entrada de gas de reducción. Zona isobárica o zona media. Esta sección del reactor separa las zonas de reducción y enfíiamiento. Se llama isobárica por ser zona de presión constante con el fin de no tener flujo de gas a través de ella y no mezclar el gas de reducción con el de enfriamiento. Teóricamente en esta zona lo único que debe fluir es el sólido que se transfiere de la zona de reducción a la de enfkmiento. El gas’reductor tiene dos circuitos independientes. El circuito de reducción que entra al reactor en la zona de reducción. Sale de éste y es enfriado y lavado para quitar el agua, producto de la reducción con Hz y separar las partículas de sólidos arrastrados por el gas. Parte de este gas se purga del sistema enviándose a fuegos, el resto se recircula por medio de un compresor, y se envía a un calentador junto con el gas de repuesto procedente del reformador. Pág. 7

INlRODUCC10N

CmULO 1

El calentador eleva la temperatura del gas a 900-1000°C dependiendo de las condiciones de operación. Generalmente la depositación de carbón se controla por medio de la gravedad específica del gas de enfriamiento, a mayor gravedad específica del gas se tendrá una menor depositación de carbón [9]. 1.7 PRODUCCION MUNDIAL DE HIERRO POR REDUCCION

DIRECTA.

La producción mundial de Hierro de Reducción Directa (DRI) aumento nuevamente en 1994. De acuerdo a datos recopilados por la Corporación Midrex de Reducción Directa el total de la producción fué de 27.4 millones de toneladas de las cuales el 65% de la producción total es aportada por ellos. El Briquetizado en Caliente de Hierro (HBI) alcanzó un 16% del total. Este aumento en la producción se debe a una fuerte demanda de las acerias del DRI y HBI, un incremento récord en los precios de la chatarra. Además del DRI del Horno Eléctrico de Arco, más de un millón de toneladas de DRI fueron usados en Altos Hornos y Hornos al Oxígeno Básicos y muchas fundiciones y otras operaciones metahírgicas los usaron muy bien. En 1994 las plantas que basan sus procesos en la utilización de gas produjeron el 92% del DRI mundial. Además del 65% producido por MIDREX, la tecnología HYL III alcanzó un 14.5% y las plantas HYL I produjeron 11.1%. Las plantas que utilizan carbón produjeron 8% del total, de este porcentaje el proceso SLiR.N contribuyó con el 3.6% [lo], ver gráfica 1.1 . La producción mundial de DRI por regiones se muestra en la Tabla 1.1, donde puede observarse que América Latina es el líder mundial con ll.4 millones de toneladas, En 1994, por ejemplo, de las 10.40 millones de toneladas de DRI producidos en América Latina, 4.7 millones correspondieron a Venezuela quien ocupó el primer lugar tanto en la región latinoamericana como a nivel mundial; en tanto que México ocupo el segundo lugar con 3.2 millones de toneladas. En el contexto mundial la India ocupó un tercer lugar con 3.1 millones de toneladas. En 1996 las plantas que basan sus procesos en la utilización de gas produjeron 33.3 millones de toneladas, de las cuales como se observa en la gráfica 1.1, el 63% se obtuvo mediante el proceso MIDREX, el 27% mediante la tecnologia HYL, y otros procesos aportaron el 10% de la producción total. En 1996 la producción se incremento nuevamente. México pondrá en operación reactor de reducción directa con tecnología MIDREX con una capacidad de 1.5 millones toneladas por tio, con lo que se encontrará en similitud de producción con Venezuela el afro 1998. Midrex pronosticó que la producción mundial de DRI incrementará 44 millones toneladas para el año 2000 y 48 millones para el año 2005.

un de en de

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CAPITULO 1

INTRODUCCION

TABLA 1.1 PRODUCCION MUNDIAL DE DRI POR REGION

1993-1996

(Millones de toneladas) REGION 1 1993 1994 1996 \r ESTE MEZDIO/NORTE D E AFRICA ’ ASIAIOCEANIA Desaparecida URWEUROPA DEL ESTE NORTl%MERICA AFRICA 1 OESTE DE EUROPA

6.02 4.43

l

1.54 1.18 0.91 0.18

6.98 5.74

I

8.4 8.1

1.71 1.25 1.02

2.6

1.5

0.28

0.4

0.9

Gráfica 1.1 PRODUCCIÓN MUNDIAL DE *DRI POR PROCESO 1996 O-l-ROS 10% MIDREX 63%

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CAPITULO 2

ANTECEDENTES

2.1 PRUEBAS METALÚRGICAS. Los pellets de mineral de hierro que sirven como alimentación a los procesos de aceración primaria Alto Horno y Reducción Directa se evalúan de acuerdo a sus características fisicas y químicas principalmente, a pesar de que en ocasiones presentan la misma composición química y propiedades físicas similares su comportamiento durante su transformación a hierro primario, es diferente [ ll]. Es conocido que los diferentes tipos de mineralización en los yacimientos de mineral de hierro ocasionan variaciones en el proceso de Molienda y Concentración, como puede ser mayor consumo de energía para alcanzar un mismo grado de fineza o mayores y pasos mas intensos de concentración y clasificación para alcanzar la ley deseada en el concentrado. Por otra parte variaciones en la cantidad y composición de la ganga del concentrado ocasionan que en el proceso de peletizado haya disturbios principalmente durante el cocimiento, como son el bloqueo de la reacción de oxidación y del proceso de desulfkración así como la fusión parcial de los componentes de la ganga del concentrado y los aditivos empleados. Las anteriores variaciones repercuten directamente en los procesos de Reducción del pellet y da una idea de porque los pellets no pueden ser fabricados siguiendo una receta. Esto hace necesario profundizar en el conocimiento de los yacimientos del mineral y la mejora de los procesos de Molienda, Concentración y Peletizado, para obtener un producto de calidad altamente competitivo. Por lo antes descrito, se desarrollaron pruebas Standard que evaluan el comportamiento metalúrgico del pellet durante su reducción, siendo las principales características que se evalúan las siguientes [ 121: l.- GENERACIÓN DE FINOS.- Característica a controlar debido a que los procesos primarios de aceración trabajan a contraflujo y es necesario que exista una buena permeabilidad en los reactores. PRUEBA DE DEGRADACIÓN A BAJA TEMPERATURA: Durante el inicio de la reducción, el pellet se ve sujeto a la acción de una mezcla de gases de poder reductor bajo y relativamente frios, en este ambiente ira descendiendo y encontrando gases cada vez más reductores y temperaturas más altas hasta llegar a su máxima reducción. Esta combinación de movimientos con gases reductores y temperatura es una fuerte prueba para el pellet, que debe soportar sin una alta generación de finos. La finalidad de esta prueba es simular las condiciones que existen en la parte alta del reactor, básicamente en la zona donde ocurre la transformación de hematita a magnetita microporosa. Pág. 10

JDAD I PAR4 EL DESALOJO DE OXÍGENO.- El mineral de hierro en los pellets -Jk en su máximo estado de oxidación (Fe203) y temhá que ceder el oxigeno r*a su estado metálico (Fe”). :e Ir &;*.’ Fi.., PRUEBA DE REDUCIBILlDAD (REDUCCIÓN ESTÁTICA): El objetivo de esta _2ba es medir a nivel laboratorio la reducibilidad de la carga metálica bajo condiciones :,temper;ltura y concentración de gas reductor similares a 10s cercanos a la parte media de i,gna de reducción. La reducibilidad es una característica importante del pellet y esenta una medición de la facilidad del mismo para ceder el oxígeno contenido en sus s de hierro. Los resultados son indicadores del consumo de energéticos en el horno.

IO DE VOLUMEN DEL PELLET.- Los diferentes cambios estructurales que - ‘% ;.sufke el pellet cuando pasa de hematita a hierrro metálico ocasionan un hinchamiento en el ‘,i pellet. :. P. i -1 PRUEBA DE HINCHAMIENTO: El objetivo de esta prueba es medir el cambio de 1 volumen en el pellet durante su reduccion. ’ t.\. ,.d24 , ‘.

“4.- FORMACIÓN DE AGLOMERADOS.- El pellet cuando es sometido a altas temperaturas (mayores a 900°C) sufre una fusión parcial de la ganga lo que ocasiona una unión en los puntos de contacto peIlet-pellet y pellet-refractario. PRUEBA DE ADHESIÓN (REDUCCIÓN BAJO CARGA): Tiene como objetivo simular la estancia de los pellets en las condiciones más drásticas de temperatura, presión y concentración de gas reductor. La información que proporciona, es la pérdida de permeabilidad de la cama de pellets soportando una carga bajo condiciones de reducción a das temperaturas y la tendencia a la adhesión de la carga metálica.

Pág. 11

ANTECEDENTES

CmruLO

2.2 PRUEBA DE REDUCIBILIDAD. HyL ha desarrollado una prueba de laboratorio para la evaluación de los minerales de hierro. Los resultados de esta prueba permiten la evaluación de la calidad del mineral de hierro para la reducción en el proceso HyL III, La prueba consiste en la reducción isotérmica, de una muestra con un gas de composición y flujo constante. El grado de reducción es determinado mediante el monitoreo de la perdida de peso de la muestra. El equipo y las condiciones experimentales son:

1 EQUIPO: I PESO DE LA MUESTRA: l GRANULOMETRíA: 1 I TEMPERATURA:

l Tubo vertical de doble pared, 75mm D.I.

I

I % kg. (seca)

I

) Muestra representativa de +6.3 mm (+1/4”)

1

1(250 grs. -5/8+1/2"y250

1

gs. -1/2+3/8")

I 800°C y 950°C (dos pruebas)

I

ATMOSFERA DE PRECALENTAMIENTO Nitrógeno YE-01 . COMPOSICIÓN DEL GAS PARA LA 55% Hz, 21% CO, 14% COZ, 10% N2 PRUEBA:

I FLUJO DEL GAS:

I TIEMPO DE REDUCCCIÓN:

I RESULTADOS:

l 5.5 x 10m2 M3N/min

l

I Hasta obtener el 95% de reducción

I

I Gráfíca de perdida de peso

l

VS.

tiempo

Un diagrama del equipo de prueba se muestra en la figura 2.1 El procedimiento experimental es el siguiente: 1.- Se obtiene una muestra representativa de 2 Kg. con un tamtio de (15/8”+3/8”). La muestra se seca a 110°C por 8 hrs. 3.- Se carga una muestra de prueba de 0.5 Kg. en el reactor.

2.-

(250 grs.-5/8"+1/2",250 grs.-1/2"+3/8")

4.- Se coloca el reactor dentro del horno precalentado. 5.- Se llevan a cabo todas las conexiones. Pág. 12

ANTECEDENTES

CAPITULO 2 ...

M3N/min.(5 a 10 -6.- Se establece un flujo de nitrógeno de 0.5 a 1.0 x lo1 litros n0rmalesAAin.) 7.- Cuando la muestra alcanza la temperatua de prueba, el flujo de nitrógeno se incrementa a 5.5 x 10’ M3NMin.. 8.- Se tara la balanza a cero. ’ 9.- Se introduce el gas reductor a 5.5 x lo7 M?N/Min. con una composición de 55%H2, 2 l%CO, 14%C02, 10°/oNz. lo.- Se monitorea continuamente la pérdida de peso. 1 l.- Cuando el grado de reducción alcanza el 95%, el gas reductor se reemplaza por nitrógeno a un flujo de 0.5 a 1.0 x 10m2 M3N/Min. y se saca el reactor del horno. Se mantiene el flujo de nitrógeno hasta que la muestra se ha enfriado a la temperatura ambiente. El oxígeno removido se mide continuamente durante la prueba mediante la perdida de peso. El oxígeno reducible se calcula como sigue: O2 red =

-

wo2 - -

-

-

-

x (1.5 Fet-0.5 Fe+2 )

WFe

donde: Wo2 = Peso átómico del oxigeno WF~ = Peso atómico del hierro Fet = Hierro total en la muestra Fe+‘= Hierro ferroso en la muestra El resultado es una gráfica de grado de reducción contra tiempo. El grado de reducción se define como: Orem R = m---w Ored donde: R = Grado de reducción (como fricción) Orem = Oxígeno removido de la muestra Ored = Oxígeno reducible en la muestra

I

La cantidad de oxígeno reducible se verifica experimentalmente mediante la reducción al 100% de una muestra representativa. Las condiciones usadas para esta prueba son 1000°C con una mezcla de gas reductor H2/N2 en una proporción de 70130. Usualmente los datos experimentales pueden ser ajustados a un modelo cinético de primer orden. La ecuación del coeficiente de reducción es:

Póq. 13

CAPITULO 2

AHIECEDENTES

dR - = K( 1-R) dt donde: dR -- = Velocidad de reducción dt K = Constante de reducción R = Grado de reducción t = Tiempo requerido para la reducción Integrando la ecuación se obtiene: 1 In --- = Kt 1-R Como resultado de graficar In (l/( 1-R)) se obtiene una línea recta. La pendiente es un índice directo de la reducibilidad. Un valor alto de “K” implica una mejor reducibilidad. Las cifras típicas dan valores entre 2.9 y 3.3 La metalización en porciento se calcula mediante la siguiente ecuación: % Metalización = 100-150(1-R) donde: % Metalización = Porciento de metalización R = Grado de reducción Esta relación supone que el hierro metálico comienza a aparecer cuando el Fe0 es el único óxido de hierro que se tiene presente. Esta aproximación es válida para R = 75 ‘% >wetalización = 62.5 Oh). Esta aproximación es usada únicamente para monitoreo experimental durante una prueba. Los reportes de la metalización del producto son determinados mediante análisis ~~cluimico estándar. :,. Pág. 14

ANTECEDENTES

Fig, 261 EQUIPO PARA PRUEBA HYL DE REDUCIBILIDAD

i --J

y/ l

N2

l.- R E A C T O R 2.. H O R N O E L E C T R I C O 3.- B A L A N Z A 4.- T E R M O P A R 5.- S A L I D A D E G A S E S 6.- E N T R A D A D E G A S E S 7.- ESTACION P R E P . D E G A S E S S.- C O M P U T A D O R A ge-TRANSDUCTOR 1 D.- MUESTRA

L

I

0 ’

Pág. 15

CAPITULO 2

ANTECEDENTES

2.3 PRUEBA HYL DE HINCHAMIENTO. HyL utiliza la misma mue&a de la prueba de reducibilidad para evaluar el hinchamiento. Se mide el volumen total de la muestra antes y después de la reducción usando un medidor de volumen por desplazamiento de mercurio. El hinchamiento se calcula mediante la siguiente ecuación: V-VO % Hinchamiento = ------- x 100 Vo donde: V = Volumen de la muestra después de la reducción Vo = Volumen de la muestra antes de la reducción Las cifras típicas dan valores menores al 20 %.

Pág.16

ANTECEDENTES

“cm-ruLo 2

2.4 PRUEBA HYL PARA TENDENCIA A LA ADHESIÓN. Una característica de los óxidos de hierro alimentados en los procesos de reducción directa es su tendencia a aglomerarse durante la reducción. HYL ha desarrollado una prueba a escala laboratorio para medir esta tendencia a la aglomeración. Esta prueba permite la predicción del comportamiento de los minerales de hierro alimentados al proceso HYL III. La prueba de la tendencia a la adhesión consiste en tres pasos principales: 1 .- Reducción de la muestra bajo condiciones constantes. 2.- Aplicación de una carga mecánica a la muestra caliente ya reducida. 3.- Prueba de caída de la muestra ftia. El grado de reducción de la muestra se mide mediante el monitoreo de la pérdida de peso. la tendencia a la adhesión son: -~ Las condiciones exnerimentales nara determinar 1 t ZQUIPO: rubo vertical de doble pared, 125mm. D.1: I l ‘ESO DE LA MUESTRA: 14 kg. (seca). ,,

xANuLoMETRÍA:

viuestra representativa de -518” a +3/8 1250 grs. -5/8”+1/2”, 250 grs. -1/2”+3/8”)

lEMPERATURA:

?recalentar hasta la temperatura de la prueba :950”+/- 2”C), mantener la T” durante las Fases de reducción y carga mecánica.

ATMOSFERA DE PRECALENTAMIENTO Y E-0

Nitrógeno

COMPOSICIÓN DEL GAS PARA LA 55% Hz, 21% CO, 14% COZ, 10% N2 PRUEBA: FLUJO DEL GAS:

5.4 x 10q2 M3N/min. (54 lts. normales/min.)

TIEMPO DE REDUCCIÓN:

Hasta obtener el 90% de reducción

CONDICIÓN DE CARGA:

1.5 kg./cm’ (145kpa) durante 30 minutos sobre la muestra.

PRUEBA FíSICA DE LA MUESTRA:

Dejar caer 20 veces la muestra desde una altura de 1 metro.

RESULTADOS:

El % de muestra aglomerada remanente )después de cada caída. Pág. 17

CAPmJLO 2

AMECEDENTES

La figura 2.2 representa un diagrama del equipo para la prueba. El procedimiento detallado de la prueba es el siguiente: l.- Se obtiene una muestra representativa de 2 Kgs. de -5/8”+3/8”. 2.- Se seca la muestra a 100°C por 8 hrs. 3.- Se separa una muestra de prueba con un peso de 1/2 Kg. (250 grs. -5/8”+1/2”, 250 g-rs. -1/2”+3/8”). En caso de mineral en trozo y mezclas de pellet, cualquier trozo que exceda 16 mm (+5/8”) se rechaza debido a su efecto desproporcionado en la mezcla. 4.- La muestra se carga al reactor en una canasta. Se coloca la muestra sobre una cama de bolas de alúmina, se rodea por una capa belgada de lana mineral y se cubre con otra cama de bolas de alúmina dentro de la canasta. Esta protección es necesaria para prevenir la adhesión de la muestra con la canasta como resultado de la carga mecánica posterior. 5.- Se coloca el reactor dentro del horno precalentado. 6.- Se llevan a cabo todas las conexiones. 7.- Se inicia un flujo de nitrógeno de 0.6 a 1.2~10-~ M3N/min. (6 a 12 lts. normales/min.). Este flujo se mantiene hasta que la muestra alcance la temperatura de prueba de 950 “C. 8.- Cuando la muestra alcance la temperatura de prueba, el flujo de nitrógeno se incrementa a 5.4~10~~ MfN/min. (54 lts. normaleslmin.) 9.- Se ajusta la balanza a cero. lo.- Se introduce el gas reductor a 5.4~10‘~ M3N/min. con una composición de 55% Hz, 21% CO, 14% C02, 10% N2, ll .- Se monitorea continuamente la pérdida de peso. 12.- Cuando el grado de reducción alcanza el 90%, se reemplaza el gas reductor por nitrógeno a un flujo de 5.4~10” M3N/min. 13.- Se aplica una carga de 1.5 Kg/cm2 (147 KPa) sobre la muestra, manteniéndola durante 30 minutos. 14.- Después de quitar la carga, se saca el reactor del horno manteniendo el flujo de nitrógeno hasta que la muestra se enfkíe a la temperatura ambiente. 15.- Se detiene el flujo de nitrógeno y se saca la canasta del reactor. 16.- Se saca la muestra de la canasta y es inspeccionada para determinar el porcentaje de material aglomerado. Se cuenta como aglomerado todos aquellos grupos de partículas que tienen más de una ó media piezas pegadas entre sí. 17.- La muestra se deja caer desde una altura de un metro contra una superficie por 20 veces. Después de cada caída, se determina el porcentaje de material aglomerado. Aquellas piezas individuales que se separan del material aglomerado como resultado de la prueba de caída se deben quitar de la muestra antes de la siguiente caída Los resultados de la prueba se grafican en porciento de aglomerados como función del número de caídas. Se unen los puntos de la gráfica. Se calcula el área bajo la curva. Esta área se convierte a un porcentaje del área total de la gráfica. Este porcentaje es el valor del índice de adhesión del material.

Pág. 18

ANTECEDENTES

FQ 2.2 EQUIPO PARA PRUEBA HYL DE ADHESION

@ri

111111111 = I

l.2.. 3.a.5.. 6.7.-

IWCTOR HORNO EUXTRKO adANzA TERMOPAR WDA DE GASES ENTRADA DE GASES ESTACION PREP DE GASES

8.. cohttw5o~~

9.- TRANSDUCTOR lo.- MUESTRA ll..ENTPAMDEAlRECOMPRlhUDO 12.- CILINDRO NEUMATICO 13 .- PISTON DE PRE!WN

Pág. 19

CAPITULO 2

._

ANTECEDENTES

m PRUEBA HYL DE DEGRADACION

A BAJA TEMPERATURA

Además de la reducibilidad y la tendencia a la adhesión, la degradación durante la reducción es considerada como una propiedad importante a ser evaluada para los minerales que se usan en la plantas de reducción directa HyL III. HyL ha desarrollado una prueba de degradación adaptada de las pruebas de degradación para altos hornos, a las condiciones del proceso HyL. La prueba se hace a Baja Temperatura debido a que la etapa critica durante la reducción es la reacción hematita-magnetita microporosa la cual toma lugar en la parte alta del reactor, entre 500°C y 600°C. La prueba consiste en la reducción isotérmica, a 500°C de una muestra de 1000 grs. en un reactor rotatorio usando un gas reductor representativo del proceso HyL. El equipo y las condiciones experimentales son las siguientes: SQUIPO:

Tubo rotatorio de 100 mm. de D.I. y 200 mm. de longitud con 4 elevadores,

VELOCIDAD DE ROTACIÓN:

I 18RPM 1.0 kg. (muestra seca)

MUESTRA:

(500 grs. -5/8”+1/2”, 500 grs. -1/2”+3/8”) TBMPERATURA:

l Constante a 500°C

KTMOSFERA DE PRECALENTAMIENT 0 Nitrógeno Y ENFRLAMIENTO: COMPOSICION DEL GAS PARA LA 55% HZ, 21% CO, 14% COZ, lo%PRUEBA: FLUJO DE GAS:

2.0 x 10m2 M3N/min. (20 lts. normales/min.)

TIEMPO

2 hrs.

DE REDUCCIÓN:

RESULTADOS:

,

Grado de reducción y distribución de tamaños de la muestra reducida.

En la figura 2.3 se muestra un diagrama del equipo utilizado para la prueba. Pág. 20

CAPITULO 2

ANTECEDENTES

Bl procedimiento experimental es el siguiente: I.- Una muestra seca de 1 .O Kg. del mineral a ser probado se carga en el reactor (500 grs.5/8+1/2”,5OOgrs.-1/2+3/8”). 2.- Se coloca el reactor en el horno y se hacen todas las conexiones. 3.- Se pasa un flujo de nitrógeno de 0.5 a 1.0~10” M3N/min. (5 a 10 lts. normales/min.) durante el precalentamiento. 4.- Cuando la temperatura alcanza 5OO”C, el flujo de nitrógeno se cambia por el de gas reductor. La rotación del reactor se inicia en éste momento. Esta condición se mantiene durante dos horas. 5.- Se enfría el reactor hasta alcanzar la temperatura ambiente usando nitrógeno. 6.- La muestra se criba para obtener su granulometria y se analiza para obtener el grado de reducción. El resultado de ésta prueba es la distribución de tamaños de la muestra reducida. El porcentaje de material remanente en la fracción +6.3 mm (+1/4”) se considera como un lndice para la evaluación de la tendencia a la degradación del mineral de hierro probado. Entre mas grande sea éste valor mayor es la resistencia a la degradación del mineral durante la reducción. Valores mayores del 88% para la fracción +6.3 mm (+1/4”) son considerados buenos para pellets y 20% para mineral en trozos. El porcentaje de material abajo de 3.1 mm (-l/S”) se considera también como un buen índice para determinar la tendencia del mineral de hierro probado a generar finos durante la reducción. Entre mas bajo es éste valor, menor es la tendencia del mineral a generar finos. Valores menores del 10% para la fracción -3.1 mm (- 118”) son considerados buenos para pellets y 20% para mineral en trozos. Un índice adicional que resulta muy útil es el porcentaje de pellets que permanecen enteros durante la prueba de reducción. El mayor de éstos valores, da el mejor comportamiento del pellet en el proceso de reducción directa. Valores mayores del 75% son considerados buenos para pellets. Para casos especiales se debe consultar el Standard JIS 8402-2, y los Standard ISO de los procesos MIDREX y HYL. Una tolerancia de 6.2 es un valor típico cuando se usa el mismo equipo y el mismo laboratorio para el DBT +6.3mm (+-1/4”), una tolerancia de 2.95 para el DBT -3.lmm (1/8”) y una tolerancia de 12.6 para el DBTpE. Una tolerancia de 1.81 es un valor típico entre dos laboratorios para el DBT6.1, una tolerancia de 0.6 para el DBT3.1 y una tolerancia de 9.43 para el DBTPE. Pág. 21

CAPITULO 2

‘.

_.

: .- .

ANTECEDENTES

4

0 .$ 0 LLI

-

Pág. 22

c,4ImJLO

2

ANTECEDENTES

2.6 CALORES RE REACCION EN LA REDUCCIbN DE LOS áXIDOS. REDUCCIÓN

CON MONOXIRO

3 Feto3 + CO = 2 FeJO + COZ Fe304 + C O =3FeO +COZ Fez03 + CO = 2 F e 0 +C02

Fe0 +CO = F e +COL Fe203+3C0 = 2Fe +3CO2 RERUCCI6N

DE CARBONO (CO):

H = -37.574 kcal/t Fe H = +5 1.979 H = +14.405 H = -73.250 H = -58.845

*

CON HIDROGENO (Hz):

3 Fe203 + HZ = 2 Fe304 + Hz0

H = - 8.263 kcal/t Fe * H = + 110.600 ‘- Fe304+Hz = 3FeO +HzO .Fe203+H2 = 2 F e 0 +HzO H = +102.337 -.: ;-:; Fe0 + H2 = Fe f Hz0 H = +102.614 = 2 F e +3Ht0 H=+204.951 ; Fe203 + 3 HZ

. ‘: *Reacción exotérmica, HEMATITA-MAGNETITA ~1. Etapa critica que sucede a Bajas Temperaturas en las reacciones de reducción.

@-7 ,MICROESTRUCTURA IOPIEDADES. i 5

rde~

DE PELLETS VERDES Y LOS EFECTOS EN SUS

Los procesos de peletización pueden ser divididos en dos etapas: Formación del pellet verde y consolidación del pellet o cocimiento. Los pellets deben ser cocidos de ta1 manera que adquieran resistencia.

ti?! “;+. La formación de pellets de minerales de hierro generalmente tiene lugar ya sea en tambor o en un disco. Actualmente tiene mayor éxito el disco peletizador por su efecto !clasificación que reduce sensiblemente la carga circulante y en nuestro pais todas las antas peletizadoras emplean este método. El problema principal en ambos casos es el @emaje de humedad del mineral mezclado con aditivos aglomerantes. El mineral una ,,mezclado se coloca dentro del tambor o del disco y en ambos casos se tiene una kión a una velocidad fija. Pág.23

ANTECEDENTES

.En ambos procesos se acondiciona la mezcla para dar las características de un material peletizable (adhesividad y plasticidad). La acción de rolado producida por la .rotacion le da crecimiento a los pequefios aglomerados esféricos. Mineral con aditivos y j w son reabastecidos continuamente; esto les permite a los pequeños pellets crecer y los wr..: e-i _ pellets formados son desalojados del sistema. Para una mezcla de material dado y una :g‘1 . velocidad de alimentación, el tamaño del pellet producido por el disco peletizador es una z?,; función de la velocidad y del ángulo de inclinación del disco. , %:- ~ . _ 3,; .: * C\h .“,” La microestructura de los pellets verdes producidos de ésta manera es usualmente 7:.,” 1. constante a lo largo del radio y consiste de partículas fragmentadas de magnetita y cuarzo, ?,. los cuales en el caso de pellets cocidos se mezclan con granos o nódulos de caliza, calhidra, ‘:’ .dolomita, aditivos orgánicos ó mezclas de ellos; aunque para la producción de pellets : . básicos el mas utilizado es la calhidra. Porosidades elevadas se producen por una gran 1. cantidad de poros pequeños de forma irregular los cuales algunas veces son llenados por -:,~. partf c ulas fmas entrelazadas de los óxidos antes mencionados. .i” La estructura formada debe proveer a los pellets verdes de la resistencia suficiente .. para soportar el transporte y carga dentro del horno de cocimiento (endurecimiento del . pellet), operaciones que pueden provocar diferentes caídas de alrededor de un metro; ” aunque debe procurarse en la planta peletizadora minimizar el número de caídas y la altura . de éstas así como su ficción. Cuando son cargados dentro del horno, los pellets deben soportar un mpido ascenso de temperatura sin romperse “Cracking”. Esta propiedad es fuertemente influenciada por los aditivos como lo muestran los estudios de Tigerschiöld 1131, Ba11 y colaboradores [14] y algunos otros autores. ;‘.,: : . _ ‘, La determinación de la resistencia para un secado rápido es por lo tanto de gran < importancia y esto puede hacerse de la siguiente manera: Un horno de laboratorio debe ser calentado a cierta temperatura, se colocan rápidamente en el horno diez o mas pellets verdes y se observa su comportamiento; si ninguno de los pellets se rompe se incrementa la temperatura del horno y un nuevo lote de pellets verdes se coloca dentro del horno. El experimento se repite hasta una temperatura en la cual algunos pellets muestren rompimiento, ésta temperatura es llamada “temperatura de choque térmico de los pellets verdes”. En el interior del pellet las fuerzas desarrolladas por la presión de vapor son tan &randes que se supera el efecto de las fuerzas de cohesión, explotando o agrietándose interiormente.

Pág. 24

LO 2

ANTECEDENTES

Existen dos razones principales por las cuales la magnetita es mucho r&.s -;!: j apropiada como materia prima que la hematita para el peletizado, como lo muestran los ‘;, estudios realizados por Harbord y Goldring [ 15 1. La primera razón es que cuando se usan ‘ concentrados de magnetita, sucede una oxidación ligera y la cementación de granos individuales a temperaturas entre 200 y 300°C, lo que mejora las propiedades para los pellets verdes durante el secado. La segunda razón es con respecto a la oxidación de la magnetita la cual es ligeramente exotérmica y por lo tanto provee cierta cantidad de calor al proceso. De éste calor no se dispone durante el cocimiento de pellets hechos de hematita y por lo tanto éste calor debe ser suministrado externamente, incrementando el costo del proceso y el riesgo de la adhesión entre los pellets. A nivel mundial se produce un mayor volumen de pellets de magnetita que de hematita, sin embargo, los minerales de hematita se peletizan en algunos países y es obvio esperar que casi toda la hematita que este presente en el pellet producto inició como hematita antes del cocimiento. En el primer artículo de investigación publicado relacionado con el peletizado [3], se reportó muy poca ó prácticamente ninguna diferencia en las características de aglomeración entre hematita y magnetita lo cual no coincide con resultados posteriores. En este trabajo además se concluyó que la “facilidad de boleo” fué proporcional al numero de puntos de contacto entre partículas y que el numero de contactos está en función de la superficie específica del material alimentado. En cambio Tigerschiöld e Ilmoni encontraron una relación proporcional entre la superficie específica y la resistencia del pellet verde, explicando éste fenómeno por la teoría de capilaridad en la unión de pellets verdes en Iugar de Ia hipótesis del numero de puntos de contacto [ 161. Otras investigaciones mostraron que la resistencia de los pellets verdes resulta de la fuerza de compresión ejercida por la pelotilla entera sobre una partícula sola. Cálculos basados en el tamaño de la partícula y el peso del pellet mostraron que si la pelotilla actúa sobre una partícula sola la presión en ésa partícula sola podría ser de “algunos miles de psi”; trabajos posteriores rechazaron ésta teoria como la única causa de la resistencia de los pellets verdes, ya que existen otras fuerzas que contibuyen al sostenimiento de las partículas.

Pág. 25

10 2

ANTECEDENTES

Tigerschiöld mostró mediante medidas de resistencia bajo una constante pero rápida .‘:,’. . velocidad de deformación (menos de tres segundos para el rompimiento de la pelotilla) que ,!,’ la resistencia es inversamente proporcional a la porosidad de los pellets verdes y ; directamente proporcional al porcentaje de agua a porosidad constante. ./ Por otra parte Goldstick encontró que la resistencia a la caída y la resistencia al ,, impacto también son proporcionales al porcentaje de agua [ 161. Este investigador propuso ]a siguiente teoría entre la resistencia de los pellets verdes y la superficie específica del mineral: g. 7.a humedad incorporada se mantiene sujeta por fuerzas capilares inversamente ‘? I proporcionales al diámetro promedio de los poros, debido a que el diámetro del poro varía 7I,: aproximadamente de manera inversa con la superficie específica, por lo que las fuerzas $ capilares son proporcionales a la superficie específica”. i’t;,,p... 2: yS&,‘3,’ : ah “í ::Y+(;..’ . i. ;,j Con respecto al tamaño de partícula, se ha demostrado que éste es el factor más ~#importante en el peletizado; existen tres diferentes aspectos para éste factor los cuales son: & s,? el’límite de sobretamtio,. el rango de tamaño y la distribución de tamaños ó frecuencia ,i

1’

.

De esos aspectos el primero es el que tiene una mayor influencia en la formación del mineral durante el proceso de boleo. Los dos últimos afectan más la dad del empaquetamiento de los pellets y por lo tanto su resistencia fínal. -* En trabajos posteriores producidos por Tígerschiöld, Newitt y Conway-Jones se ntró que la rapidez de crecimiento de los pellets hechos con material fino fué más que para material grueso, mientras que para mezclas de finos y gruesos la rapidez fué lenta. Con respecto al tamaño de los pellets éstos investigadores encontraron que de fractura es directamente proporcional al cuadrado del diámetro del pellet.

Páq. 26

ANTECEDENTES

WUSTITA (FeO). La wustita solo se presenta en pellets reducidos. No hay una diferencia muy marcada entre las propiedades ópticas de la wustita y la magnetita. Sin embargo, la wustita presenta un índice de reflexión I@S bajo y un color ligeramente más obscuro que la magnetita. En general la wustita existe en forma granular y asociada con magnetita. El método más confiable para identificar la wustita es el ataque químico.

; :. 3: ’ [$ 0%@‘i ” i< f.f$J!,. : , II.- ESCORI&? En sí existe una gran variedad de escorias que en función de su composición &t ’ quhíca tendrán un efecto positivo ó negativo sobre la calidad del pellet ya que dichas f escorias son muy importantes para la reducibilidad final y resistencia de los pellets, puesto *’. .que la unión a través de una escoria relativamente inerte durante la reducción garantiza [: a&$m tipo de soporte a los otros elementos en la estructura dei pelIet: 1; .g;* . DE CALCIO: se presentan en forma rectangular, aunque en ocasiones cristalizan en tales como masas ó agujas. El color que presentan los ferritos bajo luz 1 índice de reflexión es mayor que el de los silicatos y menor que el de la La reacción al ataque químico dependerá de la combinación entre la cal y los óxidos pueden existir en el pellet fenitos monocálcicos, bicálcicos, tricálcicos, os, etc. Los ferritos son solubles en HCl ó HF por lo que pueden identificarse de los óxidos de hierro y de los sílicatos de hierro. ).- SILICATOS COMPLEJOS: Existe un gran número de silicatos que pueden formarse durante el cocimiento del let. Estos silicatos normalmente se observan de color gris obscuro y entre los granos de ral, es decir, formando puentes ó uniones entre los granos. El análisis químico de los pellets puede orientarnos respecto al tipo de silicatos ados durante el tratamiento térmico. En pellets cocidos frecuentemente se detectan cristales de cuarzo, los cuales se nhn en diversas formas y de gran tamaño. Estos cristales muestran un color gris más urO que los silicatos. Por SU coloración los cristales de cuarzo se distinguen fácilmente de la hematita, la ta y la escoria formada. Debido a la reacción entre las partículas de ganga, óxidos de hierro y aditivos; se escoria durante el cocimiento de los pellets. La cantidad, la compleja composición la variedad de las escorias dificultan su identificación, aunque pueden se con cierta facilidad de la hematita y la magnetita; la dificultad estriba en si se trata por ejemplo de silicatos de calcio, de hierro, combinación de ambos ó tos de calcio ó de magnesio, etc. Pág. 28

ANTECEDENTES

Así pues los óxidos que usualmente forman la escoria en los pellets son FeZ03, FeO, 2, Ca0 y en menor proporción MgO, A1203 y K20. Han sido descritos diversos tipos de escoria en la literatura en relación a la mposición química, naturaleza mineralógica y propiedades de ésta principalmente por 1 y colaboradores [ 141. Ademas se han llevado a cabo análisis en pellets cocidos bajo feras oxidantes y neutras principalmente por Nekrasov (201, para encontrar qué des de escoria de manera marcada están presentes en pellets de magnetita cocidos

Ba11 y colaboradores encontraron, que pellets aglomerados con contenidos de atita fmamente diseminada se rompen durante su reducción a magnetita [ 191. Las escorias vítreas son mas probablemente formadas con velocidades de amiento altas (400-500 grados/min.), ya que los cambios de fusión dan una dureza por mientras que con velocidades de enfriamiento lentas se tiende a producir fases (20-40 grados/min.). Velocidades de enftiarniento intermedias aseguran la ión de una estructura de tipo vítreo-cerámico con una distribución relativamente rme de magnesio, potasio y aluminio de las fases de óxidos y la escoria vítrea. s elementos como el magnesio inducen la cristalización de escorias. Como ha sido estudiado por Yusfin y Bazilevich [22], la formación de una fase no siempre incrementa substancialmente la resistencia La influencia del fundido de su humectabilidad, su fluidez y otras propiedades. Un fundido cristalino neo tiene mala fluidez y no da una alta resistencia entre la unión de partículas. En tal, las escorias cristalinas tienden a estimular la aparición de un fundido ferruginoso a temperatura el cual retarda intensamente la reducción de los pellets y daña la ción en el alto horno ó en los hornos de reducción directa. La basicidad tiene una gran influencia en la temperatura a la cual comienza a arse el fundido, en su viscocidad y en la composición mineralógica de la unión del Una mayor formación de escoria vítrea y una menor viscosidad han sido lación de basicidad de alrededor’de 0.5 por Yusfin y Bazilevich [22], 10~ [23] Y KhOkhlOV ~241.

Páq. 29

ANTECEDENTES

PARTÍCWLAS DE GANGA; $ “. ~’-.+’ .; .’ .5.- En la Reducción disminuye el porcentaje de pellets enteros conforme se incrementa la i . ba@cidad. . , ‘.: .6.- En la prueba de Reducción Estática se observó un descenso en el hinchamiento de los . s.i pellets conforme incrementa la basicidad binaria. .b 1. . .7.- En la prueba de Reducción Bajo Carga se observó que una basicidad binaria menor . . >: promoverá una mayor tendencia a la adhesión. 8.- No se encontró ninguna relación entre la degradación e índice de tambor contra el -1/8” y el +1/4” en la prueba de D.B.T. 9.- Se encontraron los mejores resultados tanto físicos, químicos y metaltírgicos para la adición de 1% de calhidra, es decir una basicidad binaria de 0.70, por lo que se observa que pellets ácidos mejoran las propiedades de los peliets.

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INTERPRETAClON OE RESULTAWS i ,; -

‘~J?ECTO DE LA ADICION DE CALHIDRA EN LAS PROPIEDADES ~TALURGICAS DEL PELLET A NIVEL PILOTO (POT-GRATE).

6.

i

n>AD

1CARWTERISTICAS

1CONCENT 1 1% CAL.1 l.S%CALj 2.2%CAL.j

1% Fe total

I

[MICA

I % Ca0

l

l l Bz = CaO/SiOz

l

B4

67.8

65.9

0.93

1.66

1

1.96

1 2.41

0.50

0.48

1

0.49

1

2.46

1 2.36

1 2.41

1 2.41

1.00

(

1 0.83

j

0.38

1 0.70

0.41

0.67

0.76

0.90

46.9

35.0

21.0

2.7

2.8

7.6

5.3

0.82

% DBTpE .- -

jSTATIC 1K*lOO(min-1) f.’ D:4: .

&..

I

I

2.9

(

I

l

1

30.7

)

15.2

0.48

( 1

0.80

0.81

10.7

% HINCHAMIENTO

l % ADHESION

65.4

1.00

1

8.0

Pág. 47

1

tNTERPRE7AClON

DE RESULTA005

-. ti tabla 5.2 muestra los resultados para las pruebas de pellets a diferentes niveles &cidad obtenidos en planta en producción de 16 hrs. y se observaron los siguientes hados:

ZEl % FeT es mayor en pellets de baja basicidad. 3 % Fe+2 es menor para pellets de baja basicidad. YEl % de Azufre es menor para pellets de baja basicidad. be; ;q.: CEI % DBT +1/4w es considerablemente mayor para pellets de baja basicidad. f$“ G:EI % DBT-rw es menor para pellets de baja basicidad. 31% DBTPE es mayor para pellets de baja basicidad. &,Los pellets de baja basicidad mostraron una mejor reducibilidad. i El % de hinchamiento es menor para los pellets de baja basicidad. p .&l % de adhesión es mayor para pehets de baja basicidad, debido a que se tiene un % de ET mayor y los pellets se adhieren con mayor facilidad.

Se puede observar que el único aspecto desfavorable para los pellets de baja &idad fue su mayor tendencia a la adhesión.

$ el caso de las pruebas fisicas, químicas y metabírgicas realizadas a los embarques a kJ@CSA de los datos obtenidos se obtuvo la media aritmética mensual de los datos jlanaks y diarios respectivos para cada embarque y son mostradas en la tabla 5.3 .

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INlERPRflACION DE RESULTADOS

c;’

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