avances tencologicos en industria del acero

Avances Tecnológicos en la Industria Siderúrgica Reprints de artículos de Jorge Madías- Revista Acero Latinoamericano -

Avances Tecnológicos en la IndustriaSiderúrgica

Incluyendo Referencias al Estado de Progreso en América Latina

Reprints de artículos de Jorge Madías

Revista Acero Latinoamericano 2008-2012

© 2012. Asociación Latinoamericana del Acero - Alacero Secretaría General de Alacero Benjamín N° 2.944 - 5to piso - Las Condes - Santiago de Chile

Teléfono: 233-0545 • Fax: (56-2) 233-0768 [email protected] www.alacero.org

ISBN: 978-956-8181-07-9

(56-2)

Índice

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Prólogo

Recirculación y desgasi�cación en tanque

Revista Acero Latinoamericano, Número 509 | Julio-Agosto | 2008

Colada continua cerca de la forma �nal

Revista Acero Latinoamericano Número 512 | Enero-Febrero | 2009

Reciclado de polvos de horno eléctrico

Revista Acero Latinoamericano Número 513 | Marzo-Abril | 2009

Procesos alternativos en producción de arrabio

Revista Acero Latinoamericano Número 514 | Mayo-Junio | 2009

Avances recientes en la laminación de productos largos

Revista Acero Latinoamericano Número 515 | Julio-Agosto | 2009

Aceros revestidos

Revista Acero Latinoamericano Número 516 | Septiembre-Octubre | 2009

Coquización sin recuperación de subproductos y con recuperación de calor

Revista Acero Latinoamericano Número 518 | Enero-Febrero | 2010

Novedades tecnológicas en la laminación de chapas en caliente

Revista Acero Latinoamericano Número 519 | Marzo-Abril | 2010

Reciclado de materiales refractarios utilizados en la siderurgia

Revista Acero Latinoamericano Número 520 | Mayo-Junio | 2010

Recuperación de energía en hornos eléctricos de arco

Revista Acero Latinoamericano Número 521 | Julio-Agosto | 2010

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Avances recientes en cilindros de laminación

Revista Acero Latinoamericano, Número 522 | Septiembre-Octubre | 2010

Reparaciones integrales recientes y altos hornos nuevos

Revista Acero Latinoamericano, Número 524 | Enero-Febrero | 2011

Desarrollos tecnológicos recientes en la fabricación de productos largos comunes

Revista Acero Latinoamericano, Número 525 | Marzo-Abril | 2011

Avances recientes en laminación de chapa gruesa

Revista Acero Latinoamericano, Número 526 | Mayo-Junio | 2011

Procesamiento de chatarra para acerías

Revista Acero Latinoamericano, Número 527 | Julio-Agosto | 2011

Materiales refractarios para siderurgia

Revista Acero Latinoamericano, Número 528 | Septiembre-Octubre | 2011

Reciclado de barros y polvos de acería al oxígeno

Revista Acero Latinoamericano, Número 530 | Enero-Febrero | 2012

Producción y uso de electrodos para hornos eléctricos de arco

Revista Acero Latinoamericano, Número 531 | Marzo-Abril | 2012

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Prólogo

Se reseñan en esta publicación avances tecnológicos en

algunos de los campos que abarca la industria siderúr-

gica. En casi todas las áreas que abarca hay avances

tecnológicos signi�cativos que implican el suministro a

la economía mundial de un material recicable, que se

reinventa a sí mismo, creando nuevos productos y

utilizaciones.

La siderurgia latinoamericana ha sido parte de estas

tendencias, con mayor énfasis en algunos aspectos

como el desarrollo y la aplicación de procesos innova-

dores de reducción del mineral de hierro. Sus tecnólo-

gos, desde las posiciones operativas y de investigación,

han participado activamente con ideas propias en este

camino, y algunas de las emprsas han invertido impor-

tantes recursos y esfuerzos en esa dirección.

Se ha procurado incluir dentro de los análisis temas de

interés tanto para las plantas basadas en altos hornos y

convertidores al oxígeno como para las basadas en

hornos eléctricos de arco; de manera similar, abarcando

algunos temas que tienen relación con los productos

planos y otros con los productos largos.

Las revisiones realizadas, si bien cubren temas que van

desde los procesos de reducción hasta etapas �nales

como el revestido o la tre�lación, abarca solamente

algunos de los muchos aspectos en que la siderurgia se

renueva, manteniendo su posición competitiva frente a

otros materiales.

Se procuró re�ejar los aspectos más salientes de cada

tecnología, dejando para los que tienen un interés

especí�co para profundizar en el tema, abundantes

referencias bibliográ�cas recientes.

Secretaría General de Alacero

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Recirculación y desgasificación en tanque

Revista Acero Latinoamericano

Número 509 | Julio-Agosto | 2008

Reprints - Avances Tecnológicos en la Industria Siderúrgica

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Evolución de los equipos de vacío para acerías:


Los equipos de vacío que se han impuesto en las últimas décadas en la siderurgia mundial son los RH-OB

en sus diversas variantes, cuando la principal tarea es descarburar el baño, y los desgasificadores en tanque,

procurando obtener aceros extremadamente limpios, con bajo tenor de hidrógeno y de azufre.

Sin embargo, hay ejemplos de aplicaciones cruzadas.

Introducción

La aplicación del vacío al acero líquido responde a diversas necesidades. Ac-tualmente, los dos rasgos más utilizados son la posibilidad de descarburar el ace-ro líquido hasta obtener unas pocas par-tes por millón de carbono, en la fabrica-ción de los aceros de ultra bajo carbono demandados por la industria automotriz para embutido profundo, y la eliminación del hidrógeno en los aceros más sensi-bles a este elemento.

Pero también los actuales equipos de va-cío permiten eliminar la reoxidación, que puede tener lugar en otras instalaciones de metalurgia secundaria, como por ejemplo los hornos de cuchara, debido al contacto del acero con el aire cuando se abre el ojo de escoria durante opera-ciones de agitado con gas inerte. Esta reoxidación es más importante cuando el agitado es más fuerte, como se requiere para reacciones que dependen de la inte-racción entre el metal líquido y la escoria, como por ejemplo la desulfuración.

También es posible en vacío desoxidar el acero recurriendo a menores adiciones de aluminio, ya que a medida que la pre-sión desciende, el equilibrio entre el car-bono y el oxígeno disueltos en el acero se modifica, y a igual valor de carbono, el contenido de oxígeno en equilibrio es menor. Así, se obtiene un acero más lim-pio.

La disponibilidad de una lanza de oxíge-no permite en muchos de los equipos de vacío realizar la tarea de calentamiento del acero mediante la vía de la reacción con aluminio, eliminando así la necesi-dad de un horno cuchara.

El uso metalúrgico de la tecnología del vacío arrancó en 1928, con el desarrollo de hornos de inducción bajo vacío, para la fusión de metales muy oxidables [1]. Es el antecedente del proceso VIM (Vacuum Induction Melting), que hoy se aplica para la obtención de volúmenes relativamente pequeños de aceros de muy alta calidad.

Con este artículo comenzamos una serie sobre actualización tecnológica en distintas áreas de las plantas siderúrgicas de América Latina, que servirán tanto de información para los no iniciados en cada tema, como también para algunos programas de capacita-ción que desarrollan ciertas empresas, sin contar los especialistas de áreas, quienes seguramente sacarán provecho de la profusión de referencias bibliográficas y recopilación de detalles de equipos instalados en nuestra región.

Por Jorge Madías*

Jorge Madías.

* Director gerente de la empresa Metalurgia de Argentina.

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La aplicación masiva del vacío para ace-ros comenzó en Alemania, en las déca-das 50 y 60. El objetivo principal en ese entonces era asegurar un contenido bajo de hidrógeno para dos tipos de acero par-ticularmente sensibles a este elemento: los aceros para rieles y los aceros desti-nados a productos forjados.

En esos años diversas empresas desarro-llaron en paralelo variados procesos, que se resumen en la Tabla 1.

A lo largo del tiempo algunos de estos procesos han desaparecido y otros tie-nen una aplicación muy limitada; pre-dominan ampliamente los procesos de recirculación del tipo RH y los tanques de desgasificación. En el mundo hay ac-tualmente 414 equipos de vacío en opera-ción, de los cuales 140 son de recircula-ción del tipo RH, 15 de recirculación tipo DH, 243 del tipo tanque de desgasifica-ción y 16 de desgasificación en cuchara [2] (Figura 1).

El espectro de utilización de los equipos de vacío se fue ampliando con el tiempo y hoy abarca un gran número de produc-tos (Tabla 2).

La forma más usual de obtener el vacío requerido en estos equipos es actual-mente a través de eyectores de vapor, en cuatro etapas. En algunas ocasiones en una de estas etapas se usan bombas de anillo líquido.

Tres mecanismos principales son res-ponsables de las reacciones gas-metal (deshidrogenación, desnitrogenación, descarburación) en los tratamientos de desgasificación [3]:

• Hervido espontáneo bajo el efecto del vacío.

• con gas en la interfase entre el metal líquido y las burbujas de argón.

• en el recipiente de vacío por explosión de burbujas.

Para realizar la descarburación en mejo-res condiciones, generalmente la desoxi-dación del baño se difiere y se procesa un acero líquido con un nivel relativamente alto de oxígeno disuelto y una escoria de relativamente alto contenido de FeO.

Equipos de recirculación (RH)

Dentro de los equipos de recirculación, los RH han desplazado a los DH debido a las dificultades que presentaban és-tos para poder introducirles la lanza de oxígeno, cuando ésta resultó imprescin-dible para obtener carbonos más bajos

Según la ubicación en el proceso Variantes

Procesos que actúan sobre el chorro Durante el sangrado del horno de acero líquido Durante el trasvase a una cuchara Durante el colado de un lingote

Procesos de desgasificación RH (Rheinstahl - Heraeus) por recirculación del acero DH (Dortmünd Hörder) en un recipiente ad hoc

Procesos de desgasificación ASEA-SKF, Tanque (VD, VAD, VOD) en la cuchara

Tabla 1 Procesos de vacío para el tratamiento del acero líquido

Figura 1 Equipos de vacío que operan en la siderurgia mundial, por tipo de

proceso (Recirculación RH, Recirculación DH, Desgasificación en tanque (TD) y Desgasificación en cuchara (LD). Basado en [2]

Productos largos Productos planos

Aceros aptos para forja Aceros de ultra bajo carbono

Aceros para rieles Aceros de extra bajo carbono

Aceros para rodamientos Aceros para chapa gruesa

Aceros para construcción mecánica Aceros para tubos soldados (medio ácido o grados API elevados)

Aceros para almas de acero Aceros para uso eléctrico de neumáticos

Aceros de corte libre Aceros inoxidables de extra bajo carbono

Aceros para tubos sin costura

Tabla 2 Algunos tipos de acero que suelen procesarse en equipos de vacío

y procesos más rápidos. Si bien una descripción detallada de estos equipos puede encontrarse en [3], consisten bá-sicamente en un recipiente revestido de refractarios, con dos «piernas» (snorkel) sumergidas en la cuchara (Figura 2). La circulación del acero líquido es favoreci-da por la inyección de argón a través de una de las piernas. El equipo consta de una lanza de oxígeno, tolvas, alimentado-res y cintas para ferroaleaciones, salida y enfriamiento de gases, bombas de va-

cío para obtener hasta menos de 0,5 torr en el recipiente, así como equipamiento para posicionar la cuchara, subirla o ba-jarla, una sala de comandos y equipos auxiliares.

En los últimos años, para mejorar la performance de los RH, en términos de tiempo de proceso, porcentaje obtenible de carbono final y disponibilidad, se han realizado importantes modificaciones de diseño.

RH

DH

TD

LD

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Figura 2 Esquema de un equipo RH

Figura 3 Esquema de un tanque desgasificador: recipiente metálico con tapa,

donde se introduce la cuchara; sello entre tapa y recipiente; tolva para ferroaleaciones

Entre ellas se destacan tanto el aumen-to del diámetro de las «piernas», lo que permite aumentar la velocidad de recir-culación del acero líquido y acelerar el proceso [5, 6] como el aumento de la altura de los recipientes para acomodar una lanza de oxígeno, lo cual acelera la des-carburación.

También es relevante la incorporación de un equipamiento de prevacío, para elimi-nar la demora en iniciar la recirculación del acero y así producir vacío en el reci-piente, en las tolvas y en el sistema de extracción [5], así como la introducción de quemadores, con el objetivo, en algunos casos, de disminuir la formación de de-pósitos producto de las salpicaduras en la parte superior del recipiente y, en otros casos, para disminuir las caídas de tem-peratura en la parte inferior del recipien-te entre coladas, y así prolongar la vida del revestimiento refractario, evitando la exfoliación del mismo (spalling) [5, 7].

Otras tendencias relacionadas son: el re-forzamiento de los enfriadores de gases de escape [7], el alargue de la vida útil de los refractarios por cambios en su formu-lación y mejoras en las técnicas para su reparación, así como el reemplazo de re-fractarios de MgO-Cr2O3 por refractarios de MgO-C [9-11].

Finalmente, cabe destacar la introduc-ción de eyectores de vapor con capaci-dad de succión variable, con el objetivo de minimizar el salpicado debido a la alta formación de monóxido de carbono du-rante la descarburación (RH-SC, Splash Control) [8] y el uso de modelos dinámicos para el control del proceso [12].

Los RH se integran en las plantas de di-versas maneras: pueden ser la única he-rramienta de la metalurgia de cuchara, o complementarse con una estación de tratamiento, un horno cuchara o un equi-po de calentamiento químico.

Dependiendo sobre todo de la produc-tividad requerida, la estación de vacío puede consistir de un único recipiente; una única posición de tratamiento pero con dos recipientes para cambio rápido, o de dos posiciones de tratamiento, cada una con su recipiente, compartiendo una única instalación de vacío [4].

Tanques de desgasificación

Si bien en [13] se puede ver una descrip-ción detallada de un equipo de este tipo, la instalación consiste básicamente de un tanque donde se ingresa la cuchara, con tapa y anillo para sellado. Como en los equipos de recirculación, disponen también de tolvas, cintas y alimentado-

res para adición, extracción de gases, bombas de vacío, sala de comandos, etc. (Figura 3).

Típicamente, la disponibilidad es de un solo tanque y una sola instalación de vacío, con la excepción de algunas plan-tas, en las cuales por requisitos de alta producción disponen de dos tanques ge-melos [15].

Dentro de los distintos tipos de tanques de desgasificación, existe una cierta tendencia a la disminución de los VAD (Vacuum Arc Degassing) y su reemplazo por los VD [16]. Los VAD incluyen la posi-bilidad de calentamiento del acero líqui-do mediante arco eléctrico, función que en las plantas con VD se suele hacer en un horno cuchara, separadamente. Los

11


Tabla 3 Comparaciones entre equipos de recirculación y tanques de desgasificación

Concepto Recirculación (RH)

Inversión Más alta Menor

Espacio Mayor Menor

Borde libre de cuchara Más alto

Consumo de refractarios Alto Menor vida de cuchara

Descarburación Rápida Más lenta o menor

Calentamiento químico Si No

Calentamiento eléctrico No Sólo en los VAD

Eliminación de hidrógeno Buena Muy buena

Desulfuración Si hay inyección de polvo Por reacción metal-escoria, excelente

Desoxidación Buena Excelente

Control de nitrógeno Pobre Bueno, si O y S bajos

Mantenimiento Importante Poca atención entre ciclos

Pérdida de temperatura Importante Menor

Precalentamiento Necesario No se hace

Problemas operativos Salpicado y formación de depósitos Espumado de la escoria

equipos en los que la desgasificación se hacía directamente en la cuchara, sin in-troducirla en un tanque, como los ASEA-SKF, también tienden a ser reemplazados por los VD. En las acerías que producen aceros inoxidables o aceros de ultra bajo carbono, los VD suelen disponer de una lanza de oxígeno y en ese caso se los de-nomina VOD.

Comparaciones

En la Tabla 3 se presentan algunas com-paraciones que se han hecho entre los equipos de recirculación y los tanques de desgasificación.

En definitiva, es claro que los equipos de recirculación tienen mejores condiciones para la descarburación y el calentamien-to químico, en tanto que los tanques des-gasificadores se prestan más para la eli-minación de hidrógeno, azufre, oxígeno y nitrógeno. Así, están quienes han pre-ferido tener lo mejor de ambos mundos bajo un mismo techo, como es el caso, por ejemplo, de la planta Kwangyang de POSCO, donde operan en serie un RH y un VD (Figura 4) [7].

Equipos de vacío en América Latina

En la Tabla 4 se resumen los equipos de vacío que operan actualmente en Amé-rica Latina, de acuerdo a la información disponible al realizar este informe [2]. De 24 equipos, 18 operan en Brasil, 4 en México, y los dos restantes en Argentina y Cuba. Existen 13 de desgasificación en tanque, 10 de recirculación tipo RH y uno de recirculación tipo DH. Mientras los equipos de recirculación RH están ins-talados en plantas que producen aceros planos al carbono, los desgasificadores en tanque predominan en plantas que fa-brican productos largos para la industria automotriz, tubos para el petróleo, y pro-ductos planos de aceros especiales.

Se trata de equipos modernos, mayorita-riamente instalados en los años 90 y en este siglo, varios de ellos con moderni-zaciones recientes. Las prácticas difie-ren de planta a planta. Por ejemplo, en lo que refiere a tanques, TenarisTamsa desgasificaba el 20% de su producción en 2004 [13], en tanto que Gerdau Aços Especiais Piratini desgasifica práctica-mente el 100% de las coladas. Las plan-tas que operan con RH en la región lo suelen utilizar parcialmente, ya que sólo los emplean para las coladas de aceros de ultra bajo carbono y de aceros para chapa gruesa.

Figura 4 Disposición de equipo de recirculación RH (derecha)

y tanque desgasificador (derecha) en POSCO Kwangyang [8]

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Tabla 4 Características de equipos de vacío en operación en la siderurgia latinoamericana,

basado en [2] y otras fuentes

Empresa Planta Equipo Marca Año Cap. Ut. Aceros (t) (%)

Aceros Zapla Palpalá DH PENSA 1984 20 Parc. Aptos para forja

ACINOX Tunas Tanque (VOD) Danieli 1991 60 Parc. Inoxidables

Aços Villares Mogi das Cruzes Tanque (VD) Messo 1996 70 Parc. Construcción mecánica

Aços Villares Pindamonhangaba Tanque (VD) Leybold 1989 95 Parc. Construcción mecánica Concast 2003

ArcelorMittal Monlevade Tanque (VD) Parc. Al carbono

ArcelorMittal Tubarão RH KTB MDH 1998 300 Parc. Ultra bajo carbono

ArcelorMittal Tubarão RH T-COB VAI 2007 320 Parc. Ultra bajo carbono

ArcelorMittal Timóteo Tanque (VOD) Messo 1980 80 Parc. Al C, inox. ultra bajo carbono y al silicio Inox Brasil MDH 1995

ArcelorMittal Timóteo Tanque (VOD) Danieli 1998 80 Parc. Al C, inox. ultra bajo carbono y al silicio Inox Brasil

ArcelorMittal Lázaro Cárdenas RH TOP SMS Mevac 2004 220 Parc. Ultra bajo carbono y aceros microaleados para tubos

CSN Volta Redonda RH KTB SMS Vacmetal 1998 225 Parc. Ultra bajo carbono

COSIPA Cubatão-Aciaria 1 RH Messo 1986 130 Parc. Al carbono y microaleados

COSIPA Cubatão-Aciaria 1 RH Messo 1987 130 Parc. Al carbono y microaleados

COSIPA Cubatão- Aciaria 2 RH T-COB VAI 2003 160 Parc. Ultra bajo carbono y chapa gruesa

Gerdau Açominas Ouro Branco RH Vacmetal 1987 215 Parc. Al carbono y microaleados

Gerdau Aços Charqueadas Tanque (VD/VOD) MDH 1994 65 Total Aptos para forja, construcción Especiais Piratini 2003 mecánica, de corte libre, inoxidables, rodamientos

Industrias C.H. Tlalnepantla Inoxidables

TenarisTamsa Veracruz Tanque (VD-OB) SMS Demag 2001 150 20% Tubos petroleros de acero al C y microaleados

Ternium Puebla Tanque (VD) Danieli 1998 140 Parc. Aptos para forja, construcción mecánica

USIMINAS Ipatinga- Acería 1 RH Vacmetal 1980 80 Parc. Chapa gruesa

USIMINAS Ipatinga Acería 2 RH KTB Vacmetal 1984 180 Parc. Aceros de ultra bajo carbono VAI 2005

Villares Metals Sumaré Tanque (VAD/VOD) 23 Total Aceros para válvulas

Villares Metals Sumaré Tanque (VAD/VOD) 23 Total Aceros para válvulas

V&M do Brasil Barreiro Tanque MDH 1993 75 Parc. Tubos petroleros de aceros al C y microaleados

La literatura refleja diversas contribu-ciones latinoamericanas en el campo del vacío: experiencias de arranques de equipamiento [14], trabajos de mejora con-tinua [15] y modelizaciones [16, 17].

Conclusiones

Los equipos de vacío que se han impues-to en las últimas décadas en la siderur-gia mundial son los del tipo RH, cuan-do la principal tarea es descarburar el baño, y los desgasificadores en tanque, cuando se procura obtener aceros extre-madamente limpios, con bajo tenor de hidrógeno y azufre. Sin embargo, existen ejemplos de aplicaciones «cruzadas».

En los equipos RH, luego de la intensa actividad de incorporación de lanzas de oxígeno y los cambios de diseño para acomodar mayores volúmenes de gases, se ha trabajado intensamente en el de-sarrollo de materiales refractarios libres de cromo, tendientes a disminuir los con-sumos específicos. Se han logrado altos niveles de automatización.

Problemas operativos generados por las salpicaduras en los RH y los desbordes de escoria en los tanques, han sido moti-vo de desarrollos recientes.

Se puede prever que la utilización del vacío tenderá a incrementarse cuantitati-vamente producto del aumento mundial de la producción de acero, pero también

debido a la incorporación de nuevos gra-dos de acero a medida que los requisitos de calidad en determinadas aplicaciones se hacen más exigentes.

La siderurgia latinoamericana es una im-portante usuaria de este proceso, parti-cularmente Brasil y México.

Referencias

[1] A. Jackson. Fabricación de aceros al oxígeno. Editorial Urmo 1969, p. 236.

[2] Lista de equipos de vacío en side-rurgia en el mundo, D. Demetrio, Siemens VAI, comunicación priva-da, junio 2008.

13


[3] H. Saint-Raymmond, D. Huin, F. Stouvenot, R. Schutz, R. Pluquet, E. Perrin. Process optimization of steel vacuum degassing in RH and tank degasser: gas analysis mea-surements and physical dynamic model. 56th ABM Annual Con-gress, July 2001, 1218-1226.

[3] R. Beermann, R. Teworte, C. Priday. Design and components of tailored RH vacuum treatment facilities. MPT International 3/2007 64-68.

[4] O. Kunitake, T. Imai, S. Mukawa, Y. Nakamura. High speed decarbu-rizing by modernized RH-OB and new decarburizing technology un-der reduced pressure by CAS-OB. 2001 Steelmaking Conference Pro-ceedings 625-633.

[5] V.M. Korneev, V.G. Ovsyannikov, E.B. Burmistrova, V.I. Frolov, S.A. Samoilin. Improving the vacuum treatment of steel by using a larger-diameter pipe. Steel in translation Vol. 34, No. 12, 20-23, 2004.

[6] G. Dauchot, A. Werner, X. Patemot-te, J. Defays. Modernisation du traitement sous vide de Cockerill-Sambre Chertal. La Revue de Meta-llurgie-CIT Octubre 2001 855-860.

[7] R. Dittrich, Th. Eichert, D. Tember-gen, R. Teworte. Innovative RH Me-tallurgy. AISTech 2008 Conference Proceedings.

[8] H. Fuchimoto, K. Shimizu, T. Hokii, K. Asano, K. Ohtsuka. Evaluation of slaking resistance of MgO-C bricks used for RH degasser. Jour-nal of the Technical Association of Refractories, Japan, 24 [4] 247-250 (2004).

[9] R.-R. Chen, P.X. He, J.N. Mou, N. Wang. Slag corrosion resistance of chrome free RH refractories. La Revue de Métallurgie-CIT. May 2005 373-377.

[10] J. Damiano, S. Giordanengo. Re-fractories for RH degassers - Mate-rials, equipment and maintenance practices that have increased snor-kel life for specialty and basic steel grades. Proceedings of ISR’2007, 256-258.

[11] B. Kleimt, S. Köhle, A. Jungreith-meier. Model-based on-line obser-vation of the vacuum circulation (RH) process.

[12] K. Cotchen. Recent Vacuum De-gassing Facility Designs and Re-sults. AISTech 2005 Conference Proceedings - Vol. 1 823-830.

[13] K. Cotchen, P. Misra, E. Pretorius, R. Marraccini. Twin-tank vacuum degassing facility at Nucor Steel - Berkeley. Iron & Steel Technology May 2005 216-223.

[14] J. M. Beirana y otros. Puesta en marcha del VD en la acería de Te-narisTamsa. Reunión de la AIST México, Monterrey, otoño 2003.

[15] G.A. Ferreira Filho, A.A. Haysler, M.V. Auad, N.J. Heleno, R. C. Assis. Utilização de produtos do sistema MgO-C no desgaseificador RH da Gerdau Açominas. 37 Seminário de Aciaria da ABM, Maio 2006, Porto Alegre, Brasil, 479-487.

[16] V. Seshadri, C.A. da Silva, I.A. da Silva, G.A. Vargas, P.S.B. Lascos-qui. Decarburisation rates in RH-KTB degasser of CST steel plant through physical modeling study. Ironmaking and Steelmaking 2006 Vol. 33 No 1.

[17] A. Celiberto, P. Fernandes, J.L. Boschetti, R. Sicorski, L. Trindade, A. Vilela. Development of a mathe-matical model for the degassing process validated in the plant of Gerdau Aços Especiais Piratini. 16th IAS Steelmaking Conferen-ce, Rosario, Argentina, noviembre 2007.

Colada continuacerca de la forma final


Número 512 | Enero-Febrero | 2009


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Evolución reciente y perspectivas:

Colada continua cerca de la forma final

Hay una clara tendencia a

eliminar procesos intermedios

en la fabricación de acero,

disminuyendo la inversión por

tonelada y acortando los tiempos

de elaboración. Esto se manifiesta

sobre todo para productos planos,

pero también hay desarrollos en

ese sentido en lo que respecta a

productos largos.

Por Jorge Madías*

* Gerente de empresa «Metalurgia», Argentina.

Introducción

La incorporación de la colada continua del acero significó una revolución en la producción, con significativas ventajas económicas y técnicas sobre el colado en lingotes. Una vez introducido este pro-ceso, se trabajó en mejorar la calidad de los productos y aumentar la productivi-dad de las máquinas.

En una etapa posterior, los avances tec-nológicos permitieron acercarse a la posibilidad de obtener semiproductos de colada continua cercanos a su forma final, concepto tomado de la industria de la fundición. De esa forma se simplifica-ba la etapa de deformación en caliente, disminuyendo la inversión específica y acortando los tiempos de fabricación.

Esta tendencia coexistió con otra que im-plicaba buscar aumentos de capacidad de producción, por la vía de incrementar las dimensiones de los semiproductos de colada continua y aumentar la potencia del tramo de desbaste de los laminado-res.

En el campo de los productos planos, para la colada cerca de la forma final se siguieron dos caminos: la colada conti-nua de planchones delgados (thin slab casting) y la colada continua de flejes (strip casting). El primero fue generado centralmente por los proveedores de equipamientos y ha ocupado ya un am-plio espacio en la producción de nume-rosos grados de acero. El segundo, que ha sido impulsado por los centros de

investigación de las empresas siderúrgi-cas, todavía se encuentra en una etapa fundacional.

En el campo de los productos largos, la colada continua cerca de la forma final ha tenido tres expresiones:

1. el colado de esbozos para perfiles, con alma delgada;

2. el paso en ciertas plantas del colado en tochos de gran sección, que obli-gaban a hacer laminación en dos calores, al colado en palanquillas (particularmente para aceros automo-trices), laminando a un solo calor; y

3. finalmente la colada continua de alambrón. Es un campo donde no hay tantos desarrollos recientes como en el de los productos planos.

En este artículo se revisan algunas de las tendencias más recientes en la colada continua cerca de la forma final.

Colada continua de planchones delgados

La colada continua de planchones del-gados, surgida a nivel industrial en 1989 en Crawfordsville, Estados Unidos, ha recorrido un largo camino tecnológico e industrial y ocupa hoy un nicho definido dentro de la producción de acero para productos planos en el mundo, con una capacidad de producción instalada del orden de los 50 Mt/año, en 36 plantas (in-cluyendo algunas de espesor medio).

16


Una disposición típica de las instalacio-nes recientes se presenta en la Figura 1 [1].

Las variantes tecnológicas iniciales se han ido reduciendo y hoy son mayorita-rias las elecciones tecnológicas, como el molde tipo embudo y el horno túnel para uniformar la temperatura de los plancho-nes delgados. Las plantas que apuntan a producir las calidades de acero más so-fisticadas han ido incorporando el freno electromagnético y sistemas de oscila-ción hidráulicos [2].

El freno electromagnético, permite ma-nejar el flujo del acero líquido en la crí-tica parte superior del molde, donde se tiene la máxima turbulencia y se genera la superficie del planchón. Mediante su utilización, debería poder minimizarse el atrape de polvo colador y obtenerse una limpieza inclusionaria similar a la obteni-da con planchones convencionales [3].

La oscilación hidráulica permite poder variar en línea, además de la frecuencia, la carrera, permitiendo trabajar a tiempo de desmoldeo negativo constante, si se desea. También pueden adoptarse mo-dos de oscilación no sinusoidales. Los estudios más recientes, con curvas sinusoidales asimétricas, muestran que las marcas de oscilación pueden ser influen-ciadas para producir una forma plana y abierta. Esto hace posible posteriormen-te la remoción de la cascarilla y los resi-duos de polvo colador en las marcas y eli-minar las así llamadas líneas fantasma, causadas por las marcas de oscilación en la chapa laminada en caliente [2].

La mayor parte de las plantas son ali-mentadas por hornos eléctricos de arco, aunque hay una cantidad importante que fueron introducidas en acerías al oxíge-no. La metalurgia de cuchara se suele hacer en hornos cuchara, aunque tam-bién ha habido incorporación de equipos de vacío, particularmente tanques de desgasificación.

La disposición típica inicial, que era de una máquina de colada continua de una línea, alimentando un horno túnel y el laminador, en la que este último trabaja-ba muy holgado, ha ido dando lugar a la incorporación de una segunda máquina y aun de una tercera, como es el caso de la instalación de Essar Steel en India, que al momento de escribir este artículo ha sido anunciada públicamente [4]. Esta planta llegaría, con la tercera máquina, a una capacidad de 3,5 Mt/año, típico de muchas plantas convencionales.

En los hornos túnel de concepción más reciente, se obtienen temperaturas uni-formes en el planchón, que permiten obtener una igualdad de propiedades mecánicas mayor que en las plantas convencionales.

Los laminadores han ido evolucionando, desde los primeros diseños con cuatro cajas hasta otros de seis o siete cajas, so-bre todo en las plantas que desean obte-ner chapa de bajo espesor, para competir con chapa laminada en frío obtenida a partir de planchones convencionales. Se ha incorporado el concepto de lamina-ción semi sin fin, por ejemplo en Lysteel [5] y laminación sin fin, por ejemplo en la

planta de Ezz Steel en Egipto, para la pro-ducción de chapa de bajo espesor [6]. En el caso de Lysteel se ha llegado a obtener regularmente chapa de 0,78 mm en esta modalidad, la de menor espesor obteni-da hasta el momento. Esto ha llevado a la necesidad de desarrollar tijeras volantes de alta velocidad, para cortar la longitud necesaria de cada bobina, minimizando la formación de cobbles.

Los esfuerzos actuales más trascenden-tes en cuanto a la ampliación de la gama de productos obtenidos por esta vía, son probablemente aquellos destinados a producir toda la gama de chapa automo-triz. Entre los aspectos en que se trabaja actualmente en este sentido están los que se mencionan en la Tabla 1 [2].

Entre las plantas basadas en plancho-nes delgados que han alcanzado un mix de producción más complejo, está la de ThyssenKrupp Stahl, alimentada por con-vertidores al oxígeno [7].

Las investigaciones publicadas que res-paldan la ampliación del espectro de utilización de los aceros obtenidos por esta vía, incluyen el estudio de la precipi-tación de nitruros, relacionado con el he-cho que, a diferencia de la mayoría de las plantas convencionales, los planchones no se enfrían a la temperatura ambiente. En ese sentido han trabajado tanto la Es-cuela de Minas de Colorado [8, 9] y POSCO [10]. La Universidad de Gante ha estudiado las texturas y tamaños de grano obte-nidos en chapas finas de acero de bajo carbono, con y sin adición de Nb [11]. La Universidad de Navarra ha desarrollado

Figura 1 Disposición típica de colada continua de planchones delgados y laminación en línea

Máquinas de colada continua CSP13

13

Tijera12

12

Hornos de igualación de temperaturas11

11

Descascarillador de alta presión10

10

Enfriamiento laminar9

9Bobinadoras8

8

Tijera volante7

7

Enfriamiento compacto6

6

Bobinadora rotativa5

5

Tijera volante4

4

Enfriamiento compacto3

3

Laminador CSP2

2

Tijera de emergencia1

1

17


un modelo de predicción de la evolución del tamaño de grano austenítico en ace-ros con adición de Nb [12]. El Instituto Max Plank, para la Investigación del Hierro, de Düsseldorf, Alemania, ha estudiado en su instalación piloto aspectos tales como la deformación mínima necesaria para cerrar los poros y rechupes, y las vías para disminuir el tamaño de grano austenítico [13]. La Universidad de Aachen ha evaluado la posibilidad de producir aceros dual phase [14].

Es interesante la experiencia de colado a 10 m/min llevada a cabo por Danieli, en la planta piloto de ABS, Italia. El desarro-llo estuvo centrado en el diseño de una buza sumergida, el comportamiento ter-momecánico del molde, polvos colado-res y los parámetros de oscilación, junto al comportamiento termomecánico de la línea [15].

Colada continua de flejes

Esta tecnología despertó un interés muy grande en los años 80 en las empresas siderúrgicas, bastante antes de que la colada continua de planchones delgados se impusiera. Hubo muchos diseños ba-sados en el colado sobre uno o dos ro-dillos (Figura 2), pero el que finalmente se impuso fue el de dos rodillos gemelos. Particularmente, el que se observa arri-ba a la derecha en la Figura 2, que no es otro que el propuesto por Bessemer hace unos 150 años.

La colada continua de flejes es una tecnología que difiere totalmente de la colada continua convencional y de la de planchones delgados. La cáscara es extraída continuamente, sobre un molde móvil sin escoria lubricante y con flujos de calor muy elevados, del orden de va-rias decenas de MW/m2 [16].

Una parte de los desarrollos se encaminó a la obtención de flejes de acero inoxida-ble. Luego de varios años de experimen-

tación en una planta piloto, Nippon Steel Corporation arrancó en 1997 una planta industrial en Hikari [17]. En Europa, el pro-ceso hoy denominado Eurostrip, luego de la unificación de los esfuerzos de in-vestigación de varias siderúrgicas y la in-corporación de VAI (hoy Siemens VAI), se plasmó también en una planta industrial, en Krefeld, Alemania, que arrancó en 1999 [18]. Los datos principales de ambas plantas se presentan en la Tabla 2.

En lo que hace a aceros al carbono, el llamado «Proyecto M» de BHP, fue im-plementado industrialmente en 2002 en Crawfordsville, basado en un acuerdo con Nucor e IHI y se comercializa bajo el nombre de Castrip. Al acuerdo inicial se han sumado Hatch, Siemens y Danie-

li con diferentes roles. En la Figura 3 se presentan los principales componentes de la planta [19]. En la Tabla 2 se presen-tan los datos principales y se los compa-ra con una nueva instalación basada en este proceso, que se está terminando de construir en la planta de Blytheville de Nucor y que arrancaría en los primeros meses de 2009 [20].

El desarrollo de esta tecnología plantea todo tipo de desafíos tecnológicos (Figu-ra 4). En materia de equipamiento, se ha trabajado sobre:

• la forma de alimentar el molde, donde está predominando el uso de buzas sumergidas con un diseño especial;

Análisis Superficie Superficie Geometría Propiedades del acero de los planchones de la chapa de la chapa mecánicas

Tolerancias estrechas Cero defectos Cero defectos Tolerancias estrechas Altas demandas

Bajo tenor de elementos Inclusiones Slivers Espesor Formabilidad para residuales embutido profundo

Bajo contenido Polvo colador Daños Perfil Resistencia de oxígeno total

Marcas de oscilación Cascarilla Planitud Ductilidad

Laminilla uniforme Aspecto uniforme Isotropía

Franjas oscuras

Tabla 1 Desafíos de proceso para aplicaciones automotrices avanzadas [2]

Figura 2 Diversas configuraciones de uno o dos rodillos que fueron investigadas

para el desarrollo de la colada continua de flejes [16]

Derramedel baño

Arrastredel baño Alimentación

por caida

18


Planta Hikari Krefeld Crawfordsville Blytheville

Tamaño de colada (t) 60 90 110 110

Ø rodillos (mm) 1.200 1.550 500 500

Velocidad de colada 90 máx. 15 a 150 80 típica, 80 típica, (m/min) 120 máx. 120 máx.

2 a 5 1,4 a 4,5 0,76 a 1,8 0,7 a 2

778 y 1.330 1.430 1.345 máx. 1680 máx.

Tipo de acero Inoxidable Inoxidable Bajo carbono al Si-Mn Aún no revelado austenítico austenítico

Capacidad anual (t) 420.000 500.000 540.000 674.000

Figura 3 Principales componentes de la planta de colada continua de flejes según el proceso Castrip en Crawfordsville [19]

Figura 4 Desafíos planteados por la colada continua de flejes [21]

Tabla 2 Características de las plantas de colada continua de flejes en operación y en construcción [17 a 19]

Cuchara

Repartidor

Pieza de transiciónBuza sumergida

Rodillostractores

Caja de laminación en caliente

Enfriamiento por agua

Rodillostractores

Tijera

Rodillosdeflectores

Bobinadoras

Estructura superficial de los rodillos para controlarla solidificación inicial y la calidad del fleje

1 1

Vida de las contenciones laterales para obtenertiempos de colada prolongados

2

2

La forma de los rodillos influencialas tolerancias de forma de los flejes

3

3

El control de la posición influencia las toleranciasde espesor del fleje

4

4

Diámetro de los rodillos para controlarcapacidad de producción y espesor del fleje

5

5

Protección del menisco para la calidaddel fleje

6

6

Fluidodinámica del acero líquido para solidificaciónhomogénea y estabilidad del proceso

7

7

19

Reprints - Avances Tecnológicos en la Industria Siderúrgicaactualización tecnológica

• el material de los rodillos, en los que predomina el uso de cobre revestido con una capa de níquel, refrigerados por agua;

• la contención lateral del acero líquido en el «molde»;

• sobre el control de la fuerza separatriz entre los rodillos (una fuerza excesiva lleva al desgaste prematuro de los ro-dillos y mala calidad superficial; una fuerza deficiente puede dar lugar a perforaciones);

• diversos aspectos de la laminación posterior [16].

Operativamente se ha avanzado mucho; por ejemplo, en la planta de Crawford-ville se ha logrado un récord de colado en secuencia de 24 coladas en 38 horas [22].

El diámetro de los rodillos es muy dife-rente en los procesos Eurostrip y Castrip, y existe una interesante polémica al res-pecto [18].

Los problemas de calidad que se han de-bido encarar son importantes. En el caso de los aceros inoxidables, la apariencia de la superficie es clave. Los dos desa-fíos principales fueron la presencia de microgrietas y de natas (que tienen el as-pecto de manchas en la chapa recocida y decapada) [18].

La eliminación de las microgrietas de-pendió de dos factores, combinados con una adecuada selección de la composi-ción química: control de la uniformidad de la solidificación, mediante una distri-bución homogénea del acero a lo largo de los rodillos y control de la extracción de calor por una adecuada preparación de la superficie de los rodillos.

Los aspectos claves para la eliminación de las natas fueron el control del estado de oxidación del acero antes del colado; prevenir la reoxidación del acero duran-te el colado (refractarios de repartidor y colado, cubriente del repartidor, control de atmósfera del repartidor) y separar y recolectar la nata sobrenadante.

Para los aceros al carbono, se menciona la necesidad de tener bajo control los tenores de nitrógeno e hidrógeno y las microinclusiones, que han complicado inicialmente la obtención de una extrac-ción de calor robusta [19].

Las bobinas obtenidas en Crawfordsville han sido vendidas mayoritariamente en el estado de chapa laminada en caliente, con una pasada por una línea de templa-do mecánico (skin pass). Algunas han

sido laminadas en frío en un laminador reversible de Nucor; otras han sido gal-vanizadas.

Los productos han sido vendidos en su mayoría bajo la especificación ASTM A 1011 (chapa laminada en caliente) o A 653 (productos galvanizados).

Es importante mencionar que, mediante el proceso de colada continua de flejes, pueden producirse chapas con propieda-des diferentes a las típicas de los aceros de bajo carbono, debido a las particu-lares condiciones de la solidificación. Recientemente se han obtenido chapas finas, con una estructura donde en lugar de ferrita equiaxiada, predomina la fe-rrita acicular (Figura 5). A pesar de que presentan mayor fluencia y menor alar-gamiento, tienen buenos indicadores de embutibilidad, y cierto grado de isotropía [19].

Colada continua de esbozos para vigas

La colada continua de esbozos para per-files (beam blanks o también dog bones) es una forma de colada continua cerca de la forma final, con ventajas respecto a la colada continua de tochos, que ya tie-ne muchos años. La primera instalación surgió en 1968 en Algoma Steel [23] y en 2002 había ya 45 máquinas instaladas.

Pero posteriormente, como una conse-cuencia lógica de la colada continua de planchones delgados, se implementó el colado con pequeños espesores (50 a 70 mm) y la laminación directa (Figura 6) [16] bajo el nombre comercial de Compact Beam Production (CBP), por analogía con Compact Strip Production (CSP).

La diferencia entre los esbozos iniciales y los que se utilizan para la laminación directa se presenta en la Figura 7 [24].

La primera implementación fue en 1991 en TXI Chaparral Steel, diseñada y cons-truida por Mannesmann Demag [25].

En la Tabla 3 se presentan las principales características de las tres máquinas que se construyeron en distintas plantas de Chaparral Steel.

Entre los avances tecnológicos que ha habido en este campo, vale la pena men-cionar los moldes tubulares conforma-dos por explosión [26], diseños especiales de los agujeros y ranuras de enfriamiento en los moldes de placas [27], las particula-ridades del soporte de la línea, que debe ser diferente para cada parte del perfil (alma, pestaña y hombro), y el desarro-llo de modelos que permiten mejorar la conicidad del molde, evitando grietas y perforaciones, minimizando el rechupe y abarrilamiento, etcétera [23, 27] (Figura 8).

Figura 5 Micrografía de chapa fina con predominio de ferrita acicular [19]

20


Figura 6 Esquema de la colada continua y laminación directa de esbozos para vigas [16]

Figura 7 Diferencia entre los esbozos convencionales (derecha) y los cercanos a la forma (izquierda) [24]

Figura 8 Resultados de modelización. Izquierda: Temperaturas de la cáscara en el hombro, con detalle del espacio

entre la cáscara y el molde, 457 mm por debajo del menisco. Temperaturas de la cáscara en la pestaña, con detalle del espacio entre la cáscara y el molde, 457 mm por debajo del menisco [23]

510

685,8

400

304,

8

120

50,8

Espacio entre la cáscaray el molde en un extremo

del hombro

Espacio entre la cáscara y el molde,en el centro del hombro

Espacio entre lacáscara y el molde

(canto izquierdo de la pestaña)

Espacio entre la cáscaray el molde

(canto derecho de la pestaña)

Temperatura °C

Temp °C

CBP (Producción compacta de vigas o perfiles)

21


Máquina Tipo Radio (m) Líneas Alimen- Colada (t) Dimensiones (mm) Año tación

4 Curva 9,2 1 x 2 HEA-HC 150 330 x 305 x 50 1991

540 x 305 x 50

678 x 305 x 50

540 x 229 x 50

A Curva 10 1 x 3 HEA-HC 109 406 x 229 x 51 1999

432 x 305 x 51

533 x 229 x 51

718 x 237 x 57

B Curva 10 1 x 2 HEA-HC 109 584 x 406 x 70 1999

813 x 406 x 70

1.041 x 368 x 70

HEA: horno eléctrico de arco; HC: horno cuchara.

Tabla 3 Características principales de las tres máquinas de colada continua de esbozos de menor espesor,

para laminación directa construidas por Chaparral Steel [25]

Colada continua de palanquillas de aceros especiales

En este caso, se utiliza la palabra aceros especiales para un conjunto de aceros al carbono y de baja aleación, con azufre bajo, rango de azufre intermedio y azufre alto, consumidos en forma de barras re-dondas, hexagonales y cuadradas, alam-brón, platinas y alambre por el sector automotriz y otras industrias. Estos ace-ros, por su uso, pueden ser para cemen-tación, temple y revenido, para resortes, para bulones y tornillos, para forja, para alambres especiales y para maquinabili-dad en general [28].

Cuando se hizo la transición del colado en lingotes al colado en continuo, la ma-yor parte de las plantas optó por el co-lado de tochos de grandes dimensiones (no muy diferentes a las secciones de

los lingotes que se deseaba reemplazar), laminados a dos calores, con inspección intermedia de las palanquillas.

Con el tiempo, al mejorar la tecnología de metalurgia de cuchara y de colada continua, se vio la posibilidad de obtener estos aceros más cerca de la forma final, en palanquillas, eliminando una etapa de laminación. La sección debía ser no tan pequeña que impidiese el uso de buza sumergida y no tan grande que impidiese laminar a un solo calor; esto en la prácti-ca implicó entre 120 y 180 mm.

Para ello hubo que resolver diversos problemas tecnológicos, tales como el control de las microinclusiones, la pre-vención de la reoxidación, la obtención de alta calidad superficial e interna, y la implementación de sistemas de segui-miento de las variables de proceso que pudieran dar lugar a defectos, para evitar el procesamiento posterior de palanqui-

llas no adecuadas. Desde el punto de vista de la productividad, se mejoraron los diseños de los moldes para permitir velocidades de colado más elevadas y se introdujeron prácticas para realizar se-cuencias más prolongadas o disminuir los tiempos entre secuencias, dado el alto número de grados de acero que exis-te en este campo.

Estos conceptos y prácticas quedaron establecidos en la década del 90. Pos-teriormente, hubo avances evolutivos, sobre todo en la automatización de las máquinas de colada continua. Se han introducido también algunos conceptos nuevos en este tipo de productos, como el colado y laminación sin fin (Figura 9). La planta de ABS, en Italia, opera desde el año 2000 con este concepto, introdu-ciendo un horno túnel de rodillos, para igualar temperatura, entre la colada con-tinua y el laminador [29].

Figura 9 Concepto de colada continua de palanquillas y laminación sin (arriba) o semi sin (abajo) [29]

22


Finalmente, vale la pena mencionar que en Estados Unidos, Francia y Suecia se ha encarado el desarrollo de la colada continua de alambrones y alambres de acero, bajo diferentes conceptos. Uno de ellos es el usado en Gradic Wire AB, Fagersta, Suecia, en el cual se cuela el alambrón sobre un núcleo de alambre (Figura 10) [16].

Colada cerca de la forma final en América Latina

La tecnología de colada continua cerca de la forma final, tal como está descrita en este trabajo, no ha encontrado toda-vía un campo de aplicación importante en América Latina, si se exceptúa la pro-ducción de aceros automotrices vía co-lada continua de palanquillas en vez de grandes tochos.

La única maquina de colada continua de planchones delgados es la de la planta de Ternium en Monterrey, ex HYLSA. Esta planta, tan innovadora en diversos aspectos, introdujo la tecnología CSP cuando se debió reemplazar las instala-ciones para colado en fosa. Ha realiza-do aportes interesantes en este terreno, particularmente en lo que se refiere a la mencionada producción de chapas finas laminadas en caliente, que sustituyen a la chapa laminada en frío, tema en el que tuvo el liderazgo inicial [1].

Hay diversas contribuciones técnicas re-cientes del personal de esta planta, del CINVESTAV y de la UNAM, con respecto a la modelización de procesos, particu-larmente en lo que se refiere a la transfe-rencia de calor y la solidificación [30-33].

Entre otras cosas, estos estudios han permitido obtener planchones de calidad adecuada, sin abarrilamiento, a pesar de la pequeña longitud soportada con ro-dillos (algo más de 6 m), mediante una estrategia de enfriamiento nuevo para velocidades por encima de los 4,8 m (Fi-gura 11) [33].

Respecto a la colada continua de flejes, se han realizado en Brasil algunos traba-jos de tipo académico [34].

Respecto a los productos largos, se ha expandido la utilización de máquinas de colada continua de palanquillas en lugar de tochos, para la obtención de barras de aceros especiales. Así operan, por ejemplo, las plantas de Ternium Puebla en México, Aços Villares Pindamonhan-gaba y Mogi das Cruzes y Gerdau Aços Especiais Piratini en Brasil, que cuando reemplazaron el colado en lingotes opta-ron directamente por la colada continua de palanquillas. Cabe mencionar, por ejemplo, los logros de Acindar en la pro-ducción masiva de aceros de corte libre a partir de palanquillas de 120 y 150 mm [35] y de Arcelor Mittal Monlevade en la producción de alambrón para cablecillos

Figura 10 Producción de alambrón

de acero por colada continua en Gradic Wire AB [16]

Figura 11 Temperatura superficial de la línea, medida y calculada, en función de la velocidad de colada,

para dos estrategias de enfriamiento en la máquina de colada continua de planchones delgados de Ternium Monterrey [33]

9503,5 4,0 4,5 5,0 5,5 6,0 6,5

1.000

1.050

1.100

1.150

1.200

Velocidad de colada ucs’ m/min

Tem

pera

tura

sup

erfic

ial d

el p

lanc

hón

Pa =

200

kPa

Pa =

220

kPa

Pa =

318

kPa

Pa =

390

kPa

Estrategia anterior de enfriamiento

Nueva estrategia de enfriamiento

Ancho del planchón930 mm1.350 mm


23

de neumáticos a partir de palanquillas de 155 mm.

Respecto a la colada continua de esbozos para vigas, en 2006 arrancó una máquina en Gerdau Açominas, que puede operar con moldes de tochos o de esbozos. Sus características principales se presentan en la Tabla 4.

Hay al menos tres máquinas de colada continua de palanquillas redondas de 60 mm de diámetro, dos de ellas en Ar-gentina y una en Perú. Estas máquinas son horizontales y se utilizan para la ob-tención de bolas de molino mediante roll forming [36] y de barras de refuerzo de hor-migón de pequeño diámetro.

Conclusiones

Ha habido en los últimos cinco años una intensa actividad en el campo de la cola-da continua cerca de la forma final, de productos de acero.

Esta actividad, ha sido particularmente intensa en lo que se refiere a la colada continua de planchones delgados, una tecnología ya establecida, que va expan-diendo sus fronteras año tras año y ocu-pa un nicho importante y creciente en la producción de planos.

La colada continua de flejes, con un esfuerzo de investigación mucho más extendido en el tiempo y en el espacio, está emergiendo, con la cuarta planta de escala industrial en vías de arranque.

La colada continua de esbozos para vigas se ha implantado, aunque la laminación directa, usando esbozos de alma fina, está restringida a tres máquinas.

El colado de palanquillas de aceros es-peciales eliminando la laminación de dos calores, ha seguido un camino evolutivo.

La siderurgia latinoamericana no ha permanecido ajena a estas tendencias, aunque su aproximación ha sido conser-vadora.

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Tabla 4 Características principales de la máquina de colada continua de tochos y esbozos de Gerdau Açominas [25]

Tipo Radio Líneas Alimentación Colada Dimensiones (mm) Año (m) (t)

Curva 12 1 x 4 BOF-HC-RH 212 300 x 460 2006

300 x 350

400 x 480 x 120

BOF: convertidores al oxígeno; HC: horno cuchara; RH: desgasificador por recirculación.

24


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[33] Acosta, A.; Castillejos, H.; González, R.; Herrera, M.; Santos, R.; Gutié-rrez E.; Hernández, B. Estudio de la transferencia de calor en la colada continua de planchones delgados para incrementar la productividad. 15ª Conferencia de Acería del IAS, San Nicolás, Argentina, Noviembre 2005, p. 287-296.

[34] Fernandes, F.; Defendi, G.; Pena, J.C.; Tavares, R.. Mathematical and physical modeling of a novel metal delivery system for strip casters. ISSTech 2003 Conference Procee-dings pp. 541-552.

[35] Símaro, O.; Dutari, L.. Fabricación de aceros de corte libre y de maquina-bilidad mejorada, con y sin plomo, en la acería de Acindar. 13er Semi-nario de Acería del IAS, Setiembre 2001, Buenos Aires, Argentina, 653-660.

[36] www.funcal.com.pe

La colada continua de planchones delgados ha recorrido un largo camino tecnológico e industrial y ocupa hoy un nicho definido dentro de la producción de acero para productos planos en el mundo.

Reciclado de polvosde horno eléctrico


Número 513 | Marzo-Abril | 2009


26

Tendencias tecnológicas:


El aumento de la producción de

acero por la vía hornos eléctricos

de arco, la tendencia a revestir

las chapas de acero con cinc

para prevenir su corrosión,

aumentando así la proporción de

chatarra galvanizada a disponer

en el futuro, más las exigencias

ambientales crecientes, son

factores que permiten prever

que el reciclado de los polvos

de hornos eléctricos de arco

seguirá creciendo, más allá de la

coyuntura actual.

Las alternativas disponibles

son variadas pero tienen un

costo. La colaboración entre las

industrias del cinc y del acero, los

desarrolladores de tecnología y

los proveedores de equipamiento

pueden aliviar la carga y aportar

soluciones sustentables con

beneficio para las empresas y la

comunidad.

Por Jorge Madías*


Introducción

Los hornos eléctricos de arco generan gases de escape, que al salir del horno, arrastran numerosas partículas finas. Estas partículas, denominadas usual-mente polvos de horno eléctrico, están compuestas por elementos provenientes del acero, de la escoria y de la carga, in-cluyendo hierro, cinc y metales pesados como el plomo y el cadmio, que se volati-lizan durante el proceso.

La presencia de estos metales implica que el polvo se clasifique como residuo peligroso [1]. La EPA, Agencia de Pro-tección Ambiental de Estados Unidos, lo hizo así en 1980 y diversos países y regiones se sumaron posteriormente. La cantidad de partículas generada varía de planta a planta, pero se estima un míni-mo de 15 kg/t y un máximo de 25 kg/t.

Estos polvos, que antes se arrojaban a la atmósfera a través de la chimenea, per-judicando el ambiente laboral y geográ-fico, ahora se recuperan en las casas de humos. Una vez recuperados surge el in-terrogante de qué hacer con ellos. Inicial-mente, los polvos se depositaron en terre-nos propios o en depósitos de terceros. Luego surgió la posibilidad de reciclarlos externamente, a partir del aprovecha-miento de su contenido de óxido de cinc.

El reciclado interno también ha sido mo-tivo de desarrollos. Es más atractivo en las plantas que producen aceros inoxida-bles donde se recuperan cromo y níquel.

En este artículo se presentan las distin-tas alternativas que se utilizan a nivel in-dustrial para el manejo de estos polvos (Tabla 1). El eje está puesto en los polvos provenientes de la fusión de aceros al carbono. No se considera la minimiza-ción de la formación de polvo porque si bien es posible y necesaria, tiene lími-tes técnicos y económicos concretos; tampoco se considera la eliminación del cinc de la chatarra, acción que se reali-za comercialmente en Europa y Japón para la industria de la fundición, reque-rida por los problemas que se generan en los cubilotes y hornos de inducción. No se incluyen los procesos que no han alcanzado la escala industrial o que, aún alcanzándola, han dejado de operar.

En la Tabla 2 se presenta una evolución de la generación de polvos, su reciclado y la obtención del cinc a partir del reci-clado [2].

Si se mira a las industrias siderúrgica y del cinc como un conjunto, es importan-te tener en cuenta que el 80% del cinc producido se destina a galvanizar acero. Además, tiende a crecer la demanda de chapa galvanizada y por ende la propor-ción de chatarra de acero galvanizado [3] (Figura 1). Se puede prever un incremen-to del contenido de cinc en los polvos de horno eléctrico. Se podría interpretar también que los procesos de reciclado de polvos, al generar materias primas para la industria del cinc, cierran el cír-culo entre ambas industrias.

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Alternativa Variantes Localización actual Comentarios

Depósito Sin tratamiento. En siderurgia; en terceros. La legislación ambiental tiende a prohibirlo.

Con tratamiento En siderurgia; en terceros. Legalmente se trata como de insolubilización de metales depósito de sustancia no pesados. peligrosa. Tecnología Super Detox y otras.

Reciclado En el mismo horno eléctrico En siderurgia. Para subir el porcentaje de arco. de cinc y venderlo a productores.

Para la obtención de óxido En terceros independientes Compite con la minería del de cinc. o productores de cinc u óxido cinc. Waelz es el proceso de cinc. dominante, pero hay otros (Mitsui Furnace, Flame Reactor, proceso electro- térmico, Scan Arc).

Para la obtención de arrabio En empresa de reciclados Proceso PRIMUS. y óxido de cinc. perteneciente a un grupo siderúrgico.

Región 1991 1996 2001

Generación de polvos (x 1.000 t/año) Europa Occidental 530 600 670

América del Norte 520 675 780

Japón 450 495 520

Resto del mundo 580 650 720

Total 2080 2420 2690

Polvos tratados para producir cinc (x 1.000 t/año) Europa Occidental 230 350 420


Japón 240 370 450


Total 890 1290 1620

Porcentaje de polvo tratado 43 53 60

Contenido promedio de cinc (%) 15 18 20

Capacidad de tratam. faltante (x 1.000 t/año) 1.170 1.130 1.070

Cinc recuperado del polvo (x 1.000 t/año) Europa Occidental 41 63 84


Japón 35 66 80


Total 134 232 324

Cinc «perdido» (x 1.000 t/año) 175 203 214

Tabla 1 Alternativas actuales para el manejo de los polvos de hornos eléctricos de arco (aceros al carbono)

Tabla 2 Generación y reciclado de polvos de horno eléctrico, y producción de cinc a partir de esos polvos,

en distintas regiones del mundo

En América Latina, si bien predomina ampliamente el depósito sin tratamiento en terrenos preparados a ese efecto, se están dando pasos importantes en el re-ciclado de los polvos.

Como se mencionara anteriormente, el cinc y el plomo contenidos en la chata-rra, en su mayor parte se volatilizan; sólo una pequeña parte pasa al metal y a la escoria [4].

Las partículas de polvo atrapadas en los filtros bolsa de los sistemas de extracción de humos de los hornos eléctricos son el resultado de una serie de fenómenos: emisiones del baño, transporte por el flujo de gas en el sistema de extracción de humos y transformaciones físicas y químicas que ocurren durante ese trans-porte. Se distinguen los mecanismos de los precursores de polvos (vapores, gotas líquidas y partículas sólidas), de los me-

canismos de transformación en polvo de estos precursores [5].

En la Figura 2 se presentan esquemáti-camente los mecanismos de los precur-sores de polvos.

Desde el punto de vista de la estructura cristalina, el polvo está constituido por espinelas del tipo (Fe, Zn, Mn) OFe2O3, de fases vítreas ricas en FeOx, SiO2 y CaOy de zincita (ZnO).

28


Depósito

Al introducirse en las acerías eléctricas los sistemas de recolección de humos, comenzó el problema sobre qué hacer con los polvos recuperados en los filtros. La primera solución, todavía utilizada, fue la de los depósitos, ya sea en terre-nos propios de las siderúrgicas o bien en terceros (en Alemania, por ejemplo, se utilizaron minas abandonadas).

Debido a la presencia de metales pesa-dos que pueden ser lixiviados y contami-nar napas y corrientes de agua, los requi-sitos legales para los depósitos fueron creciendo. Se exigieron precauciones especiales para evitar esa incorporación de metales pesados. Posteriormente, en algunos países se comenzó a exigir que el polvo a depositar pasara por un trata-miento de estabilización, para permitir un manejo como residuo no peligroso.

En Estados Unidos, Bethlehem Steel Corporation desarrolló en los Homer Re-search Laboratories la tecnología llama-da Super Detox, actualmente manejada por EnviroSource Technologies. Se trata de un proceso de estabilización que invo-lucra una serie de complejas reacciones físicas y químicas, incluyendo oxidación/reducción, insolubilización de metales, polimerización de silicatos, liga puzoláni-ca y solidificación. Este proceso cambia químicamente los metales a su estado menos soluble y físicamente los inmo-viliza. El material estabilizado tiene baja permeabilidad y alta resistencia [6].

La primera planta Super Detox fue insta-lada dentro de Northwestern Steel and Wire, en Sterling, Illinois. Hay otra en Idaho y una tercera en la localidad de Oregon, Ohio [6].

En Estados Unidos, la competencia entre a) la estabilización del polvo y su depósi-to como residuo no peligroso, que hemos descrito en esta sección y b) el reciclado para uso en la fabricación de cinc –que explicaremos en la sección siguiente– ha dado lugar a fuertes polémicas con la in-tervención de diferentes actores y a una judicialización de este enfrentamiento [1].

Reciclado

Los productores de cinc requieren ma-terias primas con un contenido mayor al 18% de cinc. En general, los polvos de horno eléctrico tienen un contenido me-nor. Existe la posibilidad de enriquecer el polvo en cinc reciclándolo en el horno o sometiéndolo a procesos pirometalúrgi-cos que lo enriquezcan. También hay un proceso para recuperar el hierro en for-ma de arrabio.

Figura 1 Evolución del porcentaje de chatarra de acero galvanizado en el total de

chatarra para horno eléctrico de primera calidad

Figura 2 Mecanismos de formación de los precursores de polvos

Volatilización: 1) en el arco eléctrico; 1’) en la zona de impacto del chorro de oxígeno; pro-yección de gotas: 2) en el arco eléctrico; 2’) en la zona de impacto del chorro de oxígeno; 3) proyección de gotas en atmósfera oxidante, sufriendo una rápida descarburación; des-prendimiento directo de partículas sólidas provenientes de adiciones en el horno (4) o de la chatarra (5).

291989 1994 2000

31

35

36

37

38

41

Cha

tarr

a (%

)

Electrodos de grafitoSistema deextracciónde humos

5 4

3

1

1’

22’

Acero

Lanza deoxígeno

Estos procesos se realizan en la siderur-gia, en empresas independientes (que es lo más usual) y en empresas productoras de cinc o de óxido de cinc. En la Tabla 3 se presentan las principales caracterís-ticas de algunas de las plantas que po-seen equipamientos para realizar estos procesos.

La situación favorable en los últimos años en cuanto a los precios crecientes del cinc y el hierro, dio como resultado que durante el año 2008 comenzaran di-versos proyectos de plantas de reciclado de polvos, algunos de los cuales es pro-bable que se demoren o paralicen en la nueva situación por la que atraviesa la economía mundial.

Entre ellos vale la pena mencionar la planta de Heritage Environmental, en Blytheville, Arkansas, Estados Unidos, que procesaría los polvos de Nucor Blytheville y Hickman. Se utiliza el proce-so PIZO (Pig Iron, Zinc Oxide). La capaci-dad es de 50.000 t/año. Se prepara una briqueta autorreductora con la que se ali-menta un horno de inducción con canal, que contiene arrabio y escoria líquidos. El Zn, Pb y Cd se reducen, vaporizan, oxi-dan y recogen en el sistema de salida de gases. El Fe se reduce y va al metal líqui-do y los óxidos como SiO2 y CaO van a la escoria. El arrabio se puede usar líquido en los hornos cercanos o solidificar en lingotes [21].

29


Indiana Melting and Manufacturing (IMM) está haciendo una planta de pro-ducción de frita abrasiva, denominada comercialmente Spin-El, en La Porte, In-diana, Estados Unidos. La capacidad no-minal del polvo a procesar es de 15.000 a 20.000 t, dependiendo de la proporción de vidrio reciclado (cullet) y arena de fun-dición que se utilicen. Esta planta usa un horno de combustión sumergida (SCM), desarrollado en Ucrania para hacer lana de vidrio. Este proceso no recupera cinc y puede operar con polvos de bajo tenor de cinc, compitiendo con los depósitos [21].

También cabe mencionar el horno Waelz de Votorantim, que se presenta en la sec-ción correspondiente a América Latina.

A las plantas detalladas en la Tabla 3 hay que agregar las que procesan polvos provenientes de hornos eléctricos que

producen aceros inoxidables, donde el principal objetivo es la recuperación del cromo y níquel. Entre ellas cabe mencio-nar a:

• INMETCO, Elwood City, PA, Estados Unidos, que opera desde 1978 con un horno de solera rotativa y un horno eléctrico de arco; capacidad de 60.000 t/año [22].

• BEFESA Scandust, Landskrona, Sue-cia, que opera desde 1987, con un horno de cuba equipado con antor-cha de plasma y un condensador de plomo y cinc; capacidad de 65.000 t/año [9, 23].

• BEFESA Valera, Gravelines, Francia, que carga briquetas en dos hornos eléctricos de arco sumergido; capaci-dad de 120.000 t con el nuevo horno 1 operando desde 2007 [9].

• Ugine & ALZ, Savoie, Francia, desde 2000 inyecta polvo en el horno eléctri-co [13].

Reciclado en hornos eléctricos de arco

Este proceso se ha realizado mediante la inyección neumática directa del polvo sobre el acero líquido o haciendo previa-mente una peletización en frío. Un ejem-plo actual del primer caso es la planta de Edelstahlwerke Südwestfalen, del grupo Swiss Steel, en Siegen, Alemania, que posee un horno eléctrico de arco de 120 t [12] y produce aceros para construcción mecánica e inoxidables. En la Figura 3 se presenta un esquema del proceso.

El polvo es transportado neumáticamen-te a la lanza de inyección, montada en un manipulador de lanzas BSE. La salida de la lanza se posiciona preferentemente

Empresa Plantas País Proceso Capacidad Tipo de Año Ref. (t/año polvo empresa HEA)

ArcelorMital Woiwer Differdange Luxemburgo PRIMUS 60.000 Siderúrgica 2003 7

ASW Steel Sheerness Kent Gran Bretaña Carbofer Siderúrgica 1999 8

BEFESA Duisburg Alemania Waelz Indep. 9

Freiberg Alemania Waelz 42.000 Indep. 1991 9

Erandío España Waelz Indep. 9

DDS Frederiksværk Dinamarca Inyección Siderúrgica 1997 10 en HEA

ERAS Metal Høyanger Noruega Scan Arc 40.000 Indep. 2005 11

EWS Siegen Alemania Inyección Siderúrgica 1995 12 en HEA

Feng Hsin Taichung Hsien Taiwán Inyección Siderúrgica 2001 13 en HEA

Harz-Metall Goslar-Oker Alemania Waelz 60.000 Indep. 14

Himeji Tekko Refine Himeji Japón Waelz 35.000 Indep. 15

Horsehead Beaumont,TX Estados Unidos Flame reactor 30.000 Prod. de Zn 1993 16

Calumet, IL Estados Unidos Waelz x 2 Prod. de Zn 16

Rockwood, TN Estados Unidos Waelz 1 100.000 ó Prod. de Zn 2007 16 Waelz 2 90.000

Palmerton, PA Estados Unidos Waelz x 3 Prod. de Zn 16

Miike Refining Ohmurota Japón Mitsui Furnace 60.000 Prod. de Zn 15

Pontenossa Pontenossa, Italia Waelz 100.000 Indep. 17 Bergamo

Portovesme Portoscuso, Italia Waelz 75.000 Prod. de Zn 17 Cerdeña

Recytech Fouquières- Francia Waelz 80.000 Indep. 1993 9 lez-Lens

Steel Dust Recycling Mobile, AL Estados Unidos Waelz 120.000 Indep. 18

Sotetsu Metal Aizu Japón Waelz 72.000 Prod. de Zn 15

Sumitomo Shisakajima Japón Waelz 120.000 Prod. de Zn 1977 19 1992

Toho Zinc Onahama Japón Electrothermic 50.000 Prod. de Zn 15

Zinc Nacional San Nicolás México Waelz Prod. de ZnO 20 de los Garza

Tabla 3 Principales características de algunas de las empresas que reciclan polvos de horno eléctrico

30


proceso CARBOFER, desarrollado por Heckett MultiServ e instalado por Stein, para la inyección de laminilla aceitosa y polvos del horno eléctrico en el mismo horno [8]. Ambos se mezclan con aditi-vos, se transportan mediante un sistema neumático y se inyectan mediante una lanza refrigerada por agua, a través de la puerta de trabajo. No se han verificado efectos negativos sobre la calidad del metal y hay evidencias de un aumento en el rendimiento metálico [8].

En la sección correspondiente a América Latina se comenta la experiencia de Ace-ros Arequipa.

Reciclado para la obtención de cinc

El proceso dominante es el horno rotati-vo Waelz, que se describe en detalle. Los restantes procesos en uso en la actuali-dad se describen brevemente.

Proceso Waelz

Este proceso se define como la volatili-zación de metales no ferrosos como Zn, Pb, Cd, a partir de una mezcla de óxidos sólidos, por medio de la reducción con coquecillo en un horno rotativo, sin gene-ración de escoria líquida [24].

La tecnología Waelz fue desarrollada en Alemania por Krupp [23]. Se introdujo ori-ginalmente para el enriquecimiento del mineral de cinc de baja ley. La primera planta arrancó en 1925. En la década del 40 se la adoptó para el reprocesamien-to de residuos de lixiviado neutro de los hornos de obtención de cinc. Finalmente, en la década del 70 comenzó a aplicarse para el tratamiento de los polvos de hor-no eléctrico de arco.

La planta Waelz consiste normalmente de dos partes: la preparación de la ma-teria prima y el horno rotativo Waelz con tratamiento de la escoria y gas de esca-pe (Figura 5). Eventualmente, se añade una tercera parte: el lavado del polvos de ZnO para eliminar los cloruros. Esto es necesario para poder utilizar el óxido Waelz en procesos de obtención de cinc mediante vía electrolítica, ya que los clo-ruros producen la corrosión de las celdas [25]. No es imprescindible cuando el cinc se produce en los denominados «Imperial smelters».

En la unidad de materias primas se pre-para la carga sólida para asegurar una alimentación homogénea y uniforme del horno rotativo. Esto incluye los polvos de horno eléctrico de diferentes plantas, el coquecillo como agente reductor y los formadores de escoria: arena para la ruta ácida y cal para la ruta básica. Estos ma-teriales se mezclan entre sí, con adición

Figura 3 Reciclado de polvos de horno eléctrico de arco provenientes

de la producción de aceros de construcción mecánica

Figura 4 Evolución anual en la concentración de cinc en el polvo

y de la cantidad de polvo enviada por la entonces Krupp Edelstahlprofile, a partir del arranque de la instalación del sistema de reciclado

de polvos en el horno eléctrico

Sistema dealimentación

de carbón

Del silode polvoen casa

de humos

Tolva depolvo

Dispensadorde polvo

A la casade humos

Concentración de zinc en el polvo (%)

0

5

10

15

1994

20

25

30

35

1995 1996 1997 1998 1999

Polvo despachado (kg/t)

sobre la interface escoria-acero. Se reci-cla todo el polvo que se produce (1,5 t/colada), comenzando con la inyección cuando está fundida la chatarra corres-pondiente a la primera colada del día.

Mediante la inyección del polvo, aumen-tan los tenores de Zn y Pb en el nuevo polvo generado. Otro efecto ecológico y económico es una reducción en la can-tidad de polvos que se envían a procesa-dores externos para la recuperación de Zn y Pb (Figura 4). Esta reducción en la cantidad de polvos es el beneficio econó-mico más importante para los aceros de construcción mecánica.

Cuando se hacen campañas de acero inoxidable, el proceso es más complejo debido a que se procura la reutilización del Cr contenido en el polvo; se hace una reducción de la escoria con ferrosilicio [12].

Det Danke Stålvalseværk (DDS), en Di-namarca, y Feng Hsin Iron & Steel, en Taiwán, realizan la inyección en equipos Velco, con la particularidad de que el mismo dispensador inyecta el polvo y el carbón [10].

En la planta inglesa de ASW Steel Sheer-ness se utiliza desde 1999 el llamado

31


de agua (en el orden del 10%); en un tam-bor se producen micropellas autorreduc-toras, que se almacenan por un tiempo para su curado.

El horno Waelz opera en contracorriente: el material sólido avanza desde el extre-mo por donde es alimentado, debido a la rotación del horno (1 rpm) y la inclinación (2% al 3%). El aire es succionado desde el otro extremo, por donde sale la esco-ria. La carga sólida primero se seca y lue-go se calienta, hasta que comienzan las reacciones. La máxima temperatura del sólido es de 1.200°C. Las reacciones de reducción en la carga son endotérmicas. El cinc se reduce y se vaporiza. El calor requerido se genera por la combustión entre el coquecillo y el aire que ingresa por el otro extremo y por la oxidación del cinc vapor. El aire ingresa al horno a tem-peratura ambiente y el gas egresa por el otro extremo a 700 a 800°C. En la Figura 6 se presentan las principales reacciones que ocurren en el horno.

El cinc reducido, vaporizado y vuelto a oxidar sale del horno con el gas de es-cape, desde donde se recupera. La lim-pieza del gas comienza con la cámara de deposición de polvos. En esta cámara también se inyecta agua para el primer enfriamiento. El enfriamiento principal se obtiene por la adición de aire ambien-te en un venturi y por enfriamiento indi-recto. El polvo de óxido Waelz en bruto se separa en los filtros de la casa de bolsas. Para controlar la emisión de dioxinas, se usa la técnica de absorción por carbón activado o coque de lignito.

Así se obtiene el llamado óxido Waelz en bruto, con el 54% al 60% de cinc. Algu-nas plantas lo venden directamente a los productores de cinc o a plantas químicas y otras tienen una planta de lavado para eliminar los cloruros. Esta planta se di-seña como un lavado en contracorrien-te de dos etapas como mínimo. Para la precipitación del cinc disuelto se agrega carbonato de sodio. Los óxidos lavados contienen Cl < 0,1% y F < 0,15%.

La composición típica de la carga y los productos obtenidos se presenta en la Tabla 4 [24].

Proceso MF (Mitsui Furnace)

Se trata de un horno de cuba, diseñado inicialmente para tratar un residuo rico en cinc obtenido en hornos de retorta vertical. Estos hornos fueron dejados de lado en 1985 y se comenzó a procesar polvos de horno eléctrico de las siderúr-gicas cercanas en uno de los cuatro Mit-sui Furnace (MF) existentes.

El proceso consiste en la fabricación de briquetas autorreductoras, a partir de una mezcla típica de 60.000 t/año de pol-

Figura 5 Esquema del proceso Waelz

Figura 6 Principales reacciones que tienen lugar en el horno Waelz

Camión tolva

Tolvas y unidadde peletización

Horno Waelz Aire de proceso

Óxido Waelz

Coque Filtro de producto

Absorbentes

Escoria

Zn +

CO 2

Zn +

CO

Zn + CO

ZnO + FeO + C

En la carga

Reacciones

1ZnO+ Zn+CO22CO2+C 2CO

3ZnO+C Zn+CO1FeO+CO Fe+CO22CO2+C 2CO

3FeO+C Fe+CO

En la atmósfera del horno

Ambiente1Zn+1/2O2 ZnO2CO+1/2O2 CO2

Tabla 4 Rango de composición química de polvos de horno eléctrico, escoria generada en el

proceso Waelz, óxido obtenido en ese proceso en bruto y después de un doble lavado

Polvo Escoria (ácida) Óxido Waelz Óxido Waelz en bruto doble lavado

Zn (%) 14 - 35 0,2 - 2 55 - 58 60 - 68

Pb (%) 2 - 0 0,1 - 2 7 - 10 9 - 11

Cd (%) 0,1 - 0,2 < 0,002 0,3 - 0,5 0,4 - 0,6

Cl (%) 1 -5 0,1 - 0,5 4 - 8 (11) 0,05 - 0,1

F (%) 0,2 - 0,5 0,1 - 0,2 0,4 - 0,7 0,08 - 0,15

Na2O (%) 1,5 - 2,0 1,2 - 1,6 2,0 - 2,5 0,1 - 0,2

K2O (%) 1 - 1,5 0,7 - 0,9 1,5 - 2,0 0,1 - 0,2

C (%) 1 - 5 3 - 8 0,5 - 1,5 0,5 - 1,5

FeO (%) 20 - 45 30 -50 2 - 5 2 - 5

SiO2 (%) 3 - 6 25 - 40 0,5 - 1,5 0,5 - 1,5

CaO (%) 3 - 10 4 - 1- 0,3 - 1,0 0,3 - 1,0

Hg (ppm) 1 - 5 <0,1 3 -30 4 - 40

32


vos de horno eléctrico, 25.000 t/año de otros residuos que contienen Zn y 25.000 t de cenizas volantes secundarias. Se adiciona también carbón como agente reductor y arena; se utiliza un licor de sulfuros como aglomerante. Se muelen estos materiales para obtener un tamaño de partícula uniforme y luego se hacen las briquetas.

Las briquetas se cargan en el horno de cuba MF (Figura 7). El cinc se reduce, vaporiza y oxida nuevamente siendo re-cuperado en los filtros del gas de esca-pe. De la parte inferior del horno salen la escoria y la mata, que se separan por gravedad. La escoria se granula en agua para su uso en cementeras.

Se sopla aire caliente a través de toberas. Las briquetas se cargan por la parte su-perior a través de una cinta. Se secan, se precalientan y luego entran en la zona de reducción, fusión y vaporización. Luego de recuperarlo en los filtros, el óxido es lavado para la eliminación de los haluros. En la Tabla 5 se presentan los análisis tí-picos del óxido, la mata y la escoria.

Flame Reactor

Este horno fue desarrollado por Horse-head Resource Development e instalado en la planta Gerdau AmeriSteel Beau-mont, en Texas, Estados Unidos. Es una variante de los procesos de flash smel-ting, bien conocidos en la metalurgia pri-maria de metales no ferrosos.

La carga debe tener un máximo del 5% de humedad y una granulometría por debajo de 200 mallas. El reactor, enfria-do por agua, procesa el polvo con gases reductores a más de 2.000°C. Estos ga-ses se producen por combustión de hi-drocarburos sólidos o gaseosos en aire o con oxígeno. Los materiales reaccionan rápidamente. Se produce la reducción y evaporación del cinc y otros metales pe-sados.

La escoria a 1.600°C se funde y se se-para solidificándose como un vidrio, no lixiviable. Se obtiene un residuo rico en óxidos de metales pesados y en algunos casos, una aleación metálica. Los meta-les volátiles se evaporan y van a la casa de humos, donde son capturados por los filtros.

Proceso electrotérmico

Este proceso, que se aplica en la planta de Toho Zinc en Japón, tiene como prime-ra etapa la carga del polvo en un horno rotativo, donde es sometido durante 4 horas a 1.250-1.270°C para eliminar Pb. En los filtros bolsa del sistema de trata-miento de gases, queda un óxido de cinc con el 29% al 34% Zn. Este material se

tritura y se lava; se suma con otros reci-clos y se produce un pélet con el 12% de humedad [23].

Se realiza un sinterizado para la elimina-ción de los cloruros y el plomo remanen-te. El sínter obtenido, junto con coque, se cargan por el tope en un horno electro-térmico, donde se someten a temperatu-ras entre 1.100 y 1.300°C. El Zn se reduce, vaporiza y va a cámaras de combustión donde se oxida. Se recupera en los filtros del sistema de gases de escape.

Proceso Scan Arc

El proceso fue desarrollado por Umicore y se aplica en la planta de ERAS Metal en

Noruega. Se trata de un horno de cuba con una antorcha de plasma (Figura 8). Se mezcla el polvo con fundentes y re-ductores (carbón, coquecillo o coque de petróleo) y se carga en el horno median-te tolva y cinta. Se introduce por la parte inferior de la cuba aire calentado con un generador de plasma; en el aire caliente se inyecta gas natural. El grado de oxi-dación requerido se controla mediante la relación aire/gas [11].

Mientras, por la parte inferior del horno, se obtiene un vidrio que se solidifica al enfriarse, por la parte superior salen los gases con el óxido de cinc, que se recu-peran en el sistema de tratamiento de los mismos.

Figura 7 Esquema del horno MF

Zn (%) Pb (%) Cu (%) Ag (g/t) Fe (%)

Óxido de cinc 65 - 69 8 - 10 0,1 100 0,8

Mata 2 0,3 40 - 55 4.000 10 - 15

Escoria 3,5 0,1 0,5 30 38 - 40

Tabla 5 Análisis típicos de los productos obtenidos en el horno MF:

óxido, escoria y mata

Pared de tubos refrigerados por agua

Caño de by-pass

CintaZona de coquización

Aire

Tobera

Separaciónde mata yescoria Zona de fusión

Caldera

33


Procesos para la obtención de arrabio

Si bien en el período reciente han existi-do, por el alto costo del mineral de hierro, varios desarrollos destinados a recuperar para la siderurgia las unidades de hierro presentes en el polvo de horno eléctrico, el único que ha alcanzado y mantenido la escala industrial para los aceros al car-bono es el proceso PRIMUS.

Proceso PRIMUS

Se encuadra dentro de los procesos de fusión reductora, como COREX y HiS-melt. Consta de un horno de soleras múl-tiples y de un horno eléctrico de arco. Se diferencia de los otros procesos mencio-nados, en que además del óxido de cinc se obtiene arrabio, recuperando así las unidades de hierro contenidas en el pol-vo (y otros materiales que se reciclan por este proceso).

El horno de soleras múltiples utiliza como reductor y principal fuente de energía, finos de carbón. Produce óxido de cinc concentrado al 95%, además de un con-centrado de hierro de alta metalización que se funde para obtener arrabio en el horno eléctrico.

El desarrollo comenzó con una planta piloto [7]. Basado en esa experiencia, se construyó una planta que puede tratar 80.000 t/año de polvo de horno eléctrico y barro aceitoso de laminación. Esta plan-ta arrancó el año 2003 y procesa polvos y otros residuos de las tres plantas de Ar-celorMittal en Luxemburgo (Figura 9).

El carbón se puede cargar por el tope del horno, junto con los materiales a reciclar y también puede agregarse en cualquie-ra de los niveles, si el proceso lo requiere. Se inyecta aire a través de toberas en los niveles inferiores. El horno puede operar a temperaturas de hasta 1.100°C. La car-ga inicialmente se seca, luego se calien-ta y finalmente los óxidos metálicos que la componen se reducen. Algunos datos clave de ambos equipos se presentan en la Tabla 6 [26].

La situación en América Latina

Se estima que la mayor parte de las plan-tas recurren a la acumulación de los polvos en depósitos. La legislación, por ejemplo en Brasil, exige que el piso esté impermeabilizado con arcilla, que haya una red de drenaje de agua pluvial y una unidad de tratamiento de efluentes [1].

Una particularidad de algunos países latinoamericanos es el bajo contenido de cinc en el polvo. Esto sucede en las

Figura 8 Esquema del proceso Scan Arc

Figura 9 Flujo del proceso PRIMUS para el tratamiento de polvos de horno

eléctrico y otros reciclos

M

Agua

Pélets de polvo y coque

Electricidad

Aire

Gas

Escoriavitrificada

Óxido de cinc a lavado

Humos

1.000°C

180°C

Zona decombustión

Zona dereducción

Polvos de horno eléctrico

Escoria

Metal

Poscombustión

Enfr.

Filtro

Horno de solera múltiple:• Secado• Prerreducción• Preparación de C reactivo para reducción y carburación del metal en el horno de fusión

Horno de fusión:• Reducción final• Evaporación de cinc• Fusión• Carburación del metal• Formación de escoria y desulfuración del metal

Polvo rico en Zn

Tabla 6 Datos clave del proceso PRIMUS

Horno de solera múltiple

Diámetro interno (m) 7,7

Número de soleras 8

Rango de temperaturas (°C) 800 - 1.000

Consumo de carbón (kg/t de carga) 300

Metalización del hierro (%) 60

Horno de fusión

Diámetro de la cuba (m) 3,5

Consumo de electricidad (kWh/t de carga) 900

Temperatura de operación (o C) 1500

Potencia eléctrica (MW) 10


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acerías de Brasil, por la práctica de car-gar un porcentaje importante de arrabio sólido, pero es aún más importante en acerías de Argentina, Venezuela, Trinidad y Tobago y México, con plantas cautivas de hierro esponja y cargas aún menores de chatarra.

Aceros Arequipa, de Perú, realiza, cuan-do la planificación de la producción lo permite, el reciclado del polvo en el hor-no eléctrico de arco, mediante los llama-dos «perdigones» [26]. Se producen mi-cropélets en un tambor rotativo, utilizan-do polvos de horno eléctrico, laminilla, carbón y melaza como aglomerante. En su experiencia, la fusión de los pélets re-trasa el proceso pero contribuye al espu-mado de la escoria. Se prefiere la carga en continuo, para no recargar el sistema de extracción de humos. Se ha cargado hasta el 10%. El proceso a puerta cerrada ayuda a que se extraiga el mayor rendi-miento de este material.

Quizás el aporte tecnológico latinoame-ricano más significativo en este aspecto del tratamiento de los polvos de acería eléctrica, es el proceso Tecnored (ver Acero Latinoamericano N° 492, Nov-Dic 2005). Es un proceso de fusión reductora en horno de cuba, para la producción de arrabio, que ha tenido un largo desarro-llo en escala laboratorio y piloto, realiza-do en su totalidad en Brasil. El espectro al que ha apuntado en su desarrollo ha sido muy amplio, pero su primera im-plantación industrial está enfocada en el reciclado de polvos y laminilla.

Esta instalación se ubica en la planta de Pindamonhangaba de Aços Villares, aho-ra Gerdau Aços Especias São Paulo. Ha sido diseñada para la producción de 250 t/día de arrabio, una escala típica de los altos hornos a carbón vegetal que abun-dan en Brasil. En el diseño y la construc-ción se han utilizado varios conceptos provenientes de este tipo de hornos. Está prevista la expansión de capacidad, por la vía de extender la longitud del horno (que es de sección transversal rectangu-lar) y replicar los equipos auxiliares.

La planta incluye un área dedicada a la preparación de las materias primas: polvo de horno eléctrico, laminilla, reductores y aglomerantes. Estas materias primas se mezclan en un equipo Eirich y con ellas se producen briquetas autorreductoras en una máquina de rodillos.

En el horno se cargan las briquetas por el tope, y el reductor se carga separada-mente (Figura 10). De esta manera se minimiza la reacción de Boudouard (CO2 + C � 2CO), disminuyendo el consumo de energía. Se sopla aire caliente por las toberas ubicadas en la parte inferior de la cuba [27].

Al momento de preparar este artículo, se estima que el horno arrancaría el primer semestre de 2009 y las pruebas con pol-vos de acería eléctrica se realizarían en la segunda mitad de este año [29].

ArcelorMittal Lázaro Cárdenas, México, dispone del horno Oxycup, un cubilote con inyección de oxígeno, para el reci-clado de diversos residuos, incluido ac-tualmente el polvo de horno eléctrico de arco. En este horno se cargan ladrillos hexagonales, desarrollados internamen-te. Cabe señalar que el contenido de cinc del polvo es muy bajo, ya que la carga de chatarra no sobrepasa el 5% anual [30].

Ternium Apodaca y otras plantas del nor-te de México envían sus polvos a reciclar a Zinc Nacional, una planta de produc-ción de óxido de cinc que posee un horno Waelz [30].

En el futuro cercano, puede tener una importante incidencia la instalación en Juiz de Fora, MG, Brasil, de uno de los mayores hornos Waelz en el mundo, de 70 x 4,5 m. Esto se realiza en el marco del Proyecto Polimetálicos del grupo Vo-torantim [32], que también posee una rama siderúrgica.

Conclusiones

El aumento de la producción de acero por la vía hornos eléctricos de arco, la tendencia a revestir las chapas de ace-ro con cinc para prevenir su corrosión, aumentando la proporción de chatarra

galvanizada a disponer en el futuro, más las exigencias ambientales crecientes, son factores que permiten prever que el reciclado de polvos de hornos eléctricos de arco seguirá creciendo, más allá de la coyuntura económica actual.

Las alternativas disponibles son varia-das, pero tienen su costo. La colabora-ción entre las industrias del cinc y del acero, los proveedores de equipamientos y los centros de desarrollo de tecnologías pueden aliviar la carga y aportar solucio-nes sustentables con beneficio para las empresas y la comunidad.

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Figura 10 Esquema del proceso TECNORED

CCBriq Briq

Aire caliente

ArrabioEscoria

Aire frío

Humos

Cuba superior:• El combustible se carga alrededor• Se previene la reacción de Bouduard• Hay poscombustión quemando CO• Reacciones rápidas dentro de

los aglomerados

Zona de fusión:• Atmósfera reductora previene

reoxidación• Carga se funde bajo atmósfera

• Por la poca altura, se pueden usarcombustibles de baja resistencia

• La reducción final y el escoriado de laganga y cenizas se producen enestado líquido

• El metal y la escoria se sobrecalientany acumulan en el crisol

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[8] Cartwright, D.; Clayton, J. Recycling oily mill scale and dust by injection into the EAF. Steel Times International (UK). Vol. 24, N° 2, pp. 42-43. Mar. 2000.

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Procesos alternativosen producción de arrabio


Número 514 | Mayo-Junio | 2009


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Desarrollos recientes y perspectivas futuras:


Mientras la producción de arrabio líquido por la vía de alto horno mantiene su vigencia como la ruta más utilizada para la obtención de acero, los procesos alternativos comienzan a ocupar un espacio donde se dan condiciones especiales que favorecen su desarrollo.

Por Jorge Madías*


Introducción

El alto horno es y seguirá siendo por años la tecnología dominante para la produc-ción de acero a partir de mineral de hierro. Ha tendido a aumentar en tamaño y capacidad de producción, disminuir en cantidad de unidades, hacer campañas largas y disminuir la polución en sus auxiliares: las coquerías y las plantas de sínter. En la actualidad están en marcha investigaciones en Europa para disminuir su aporte de CO2, por la vía de su captura y almacenamiento, del reciclado del gas de tope y, en Japón, por la vía de la reduc-ción a temperaturas más bajas.

Paralelamente, algunos procesos alterna-tivos desarrollados para la obtención de arrabio líquido han ido encontrando un espacio en localizaciones y situaciones particulares. Estas condiciones se han dado en países emergentes como Brasil, Sudáfrica, India, China y Corea. En algu-nos casos es la abundancia de carbón vegetal y mineral de hierro, en otros, la disponibilidad de carbones no coquiza-bles y mineral de hierro. En los países de mayor nivel de desarrollo, estos procesos han encontrado un nicho en el recicla-do de polvos y barros con contenido de hierro, generados en la siderurgia.

En este informe se discuten en detalle los procesos que operan actualmente a escala industrial para la producción de arrabio a partir de materias primas (COREX, Mini Alto Horno, FINEX), con énfasis en los desarrollos más recientes de cada uno de ellos. Se mencionan bre-vemente los procesos que producen arra-bio a partir de polvos y barros de descarte (PRIMUS, OXICUP).

COREX

Es un proceso de fusión reductora y ha tenido una evolución importante en la úl-tima década. Su desarrollo se inició por un acuerdo entre el pionero y emprende-dor Willy Korf y la entonces Voest Alpine Industrieanlagenbau. La primera planta industrial fue instalada en la ex ISCOR de Pretoria, Sudáfrica, entre 1985 y 1987, con una producción nominal de 300.000 t/año (actualmente la planta no está en operaciones). En la Tabla 1 se presenta una lista de las plantas que están en ope-ración o instalación al momento de pre-parar este artículo.

Las plantas COREX constan de dos reac-tores: la cuba de reducción, situada en la parte superior y la unidad de fusión y

gasificación (Figura 1), por debajo de la cuba. En la cuba de reducción se cargan continuamente pélets, mineral calibrado y fundentes. Se inyecta lateralmente el gas reductor a 850°C. El gas se mueve a contracorriente hacia la parte superior de la cuba y sale a 250°C. Los metálicos se reducen, logrando una metalización del 75% o más [1].

El hierro esponja caliente, junto con los fundentes parcialmente calcinados, en-tra a la unidad de fusión y gasificación a unos 800°C. En esta unidad se inyecta oxígeno y carbón no coquizable median-te toberas, además de coque por grave-dad. El carbón se gasifica, formando CO. El semicoque remanente de este proceso debe tener resistencia suficiente como para sostener la permeabilidad de la car-ga. La temperatura del domo, mantenida entre 1.050 y 1.100°C, asegura el craqueo de los volátiles que se liberan del carbón. El gas que sale de esta unidad se enfría a 850°C mediante la adición de gas de en-friamiento, antes de ser inyectado en la cuba de reducción.

En la unidad de fusión y gasificación tie-nen lugar la reducción remanente y la fusión del metal reducido. El arrabio y la escoria se extraen por la parte inferior.

Un aspecto clave, es que más del 40% de la energía que se incorpora al proceso se dispone luego como gas. Como se ve en

38


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la Tabla 1, en Saldanha y Essar se han construido plantas de reducción directa Midrex para usar ese gas, en tanto que JSW y Baosteel optaron por instalar cen-trales eléctricas. Esto significa un costo de inversión más elevado, pero si esta al-ternativa de uso no existe, el proceso no es económicamente viable.

Un aspecto importante del proceso CO-REX es que no es sensible, como el alto horno, al contenido de álcalis de la carga, ya que estos no se acumulan [6, 7].

Entre los desarrollos recientes ligados a este proceso, se pueden mencionar la in-troducción de un nuevo tipo de tope para la carga de carbón en la unidad de fusión y gasificación; el estudio de los mecanis-mos de incorporación de silicio al baño, para así mantenerlo por debajo del 0,5%, la carga de finos y de reciclos de hasta 140 kg/t, y la modelización del proceso.

El tope cardánico (gimbal top) ha sido instalado en la planta de Saldanha, pri-mero para la distribución de la carga en la cuba de reducción y luego, en 2006, para la carga controlada de carbón en la unidad de fusión y gasificación (Figura 2). Con el primero se logró mejorar la distribución del gas reductor, subiendo la metalización y bajando el consumo es-pecífico de carbón [8].

La empresa india Jindal, opera dos unida-des COREX de 0,8 Mt/año y dos altos hor-nos de 0,9 y 1,3 Mt/año. Con ellos alimen-ta una acería al oxígeno. El personal de I+D (Investigación y Desarrollo) realizó un estudio para entender el mecanismo de la transferencia del silicio al arrabio líquido [1]. Este mecanismo es conocido en la operación de los altos hornos y esto permite manejar el tenor del silicio en el arrabio, lo que trae fuertes implicancias técnicas y económicas en la posterior aceración. Se desean tenores bajos de si-licio para consumir menos oxígeno, tener

Figura 1 Esquema del proceso Corex, incluyendo consumos específicos

y generación de gases, escorias y barros [5]

Figura 2 Tope cardánico para la

distribución del carbón [8]

Tabla 1 Plantas COREX en operación [2-4]

Empresa Planta Modelo Cap.(t/año) Año Aguas abajo Consumo Ref.

POSCO Pohang C-2000 1998 [2]

ArcelorMittal Saldanha C-2000 650.000 1999 EAF cubas Red. Dir. [3] gemelas MIDREX

JSW Steel Vijayanagar C-2000 800.000 1999 BOF x 2 2 centrales [3] 120 t 120 MW

C-2000 800.000 2001 [3]

Baosteel Luojing C-3000 1.500.000 2007 Central [4] 150 MW

Essar Steel* Hazira C-2000 870.000 2008 ? EAF x 2 Red. Dir. [4] 200 t MIDREX

Essar Steel* Hazira C-2000 870.000 2008 ?

* Planta instalada inicialmente en 1995/96 en Hanbo Steel, Corea, que quebró en 1996.

Mineral calibrado,pélets, fundentes

Carbón, coque,finos de mineral

Gas de tope Gas de escape

Cuba dereducción Gas reductor

Ciclón degas caliente

Gas enfriadoUnidad de fusióny desgasificación

Arrabio y escoriaOxígeno

menos formación de escoria y emplear menos cal.

Se analizó la influencia de diversas varia-bles una a una: la cantidad específica de SiO2 introducida por el carbón, la resis-tencia del carbón luego de la reacción, la humedad del carbón, el contenido de volátiles del carbón, la metalización del hierro esponja, el tenor de hidrógeno en el gas reductor, la adición de finos de mi-neral, el tenor de CO2 en el gas de tope, los contenidos de CaO y Al2O3 de la esco-ria y el volumen específico de la misma, más el contenido de finos del carbón.

Trabajando con datos de operación de un año, se obtuvo una ecuación de regre-

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sión que permitió predecir con precisión suficiente, el contenido de silicio en el arrabio. Se llegó a la conclusión que la contribución principal se produce por la reducción in situ de la sílice en las ceni-zas del carbón/coque por el carbono en el raceway, produciendo SiO y CO gaseo-sos. Cuanto mayor es el ingreso de SiO2 debido a las cenizas del carbón, mayor es la generación de SiO y el tenor de Si en el arrabio. Alto ingreso de SiO2 origi-nado en alto consumo de carbón debido a humedad alta, altos volátiles, alto volu-men de escoria, baja metalización y baja producción, llevan a un alto tenor de Si, que no disminuye durante su paso por la escoria si la basicidad del tenor de Al2O3 de ésta es elevada. Manteniendo estos parámetros bajo control, se han obtenido valores consistentes de Si en el arabio, por debajo del 0,5%.

En la misma planta se ha implementado la carga de finos y de reciclos [9] (Tabla 2). Para los finos de carbón importado se ha instalado una planta piloto de brique-teado para 8 t/h. Ahí se mezclan finos de carbón y de coque con finos de mineral de hierro en una proporción 70/30, y se cargan en las unidades COREX hasta 50 kg/t. Hay planes para una planta de bri-queteado a escala industrial.

El reciclado de la laminilla no ofrece pro-blemas y debido a su alta ley de hierro, presenta ventajas respecto al consumo de combustible y a la productividad. Res-pecto al reciclado de escoria de la acería al oxígeno, la limitación es el incremento del tenor de P del arrabio (Figura 3).

En el campo de los modelos matemáti-cos, cabe mencionar estudios que se han llevado a cabo en el Instituto Indio de Ciencias y en la mencionada Jindal. En el primer caso se ha modelado una parte de la unidad de fusión y gasifica-ción y se ha utilizado este modelo para estudiar los efectos de la altura del lecho, la inyección de oxígeno con impurezas, el análisis del carbón y su reactividad, so-bre la performance del proceso [10]. En el segundo caso, se trata de un modelo ba-sado en un conjunto combinado de ecua-ciones de balance de masa y balance de calor. Permite predecir el efecto de cam-bios en el análisis de las materias primas, los consumos de oxígeno y coque y otras variables sobre el consumo de materias primas, el volumen y la composición de la escoria, los gases y la composición del arrabio [11].

En resumen, COREX es la única tecno-logía de fusión reductora que se ha po-sicionado en varias plantas. Presenta la ventaja de la insensibilidad al contenido de álcalis de los minerales. Sin embargo, no ha logrado liberarse totalmente del coque, el que ha debido usarse en la uni-

Figura 3 Influencia del reciclado de escoria de BOF sobre el tenor de fósforo

en el arrabio [1]

Tabla 2 Tipo de reciclo que se procesa en las unidades COREX de JSW Steel,

tamaño y proporción en la carga [9]

Tipo de reciclo Denominación Tamaño (mm) Carga

Materiales portadores de hierro Mineral de hierro 0 a 10 normal: 8 a 10%

Finos de pélets 1 a 6,3 máximo: 16%

Laminilla 0 a 6,3

Materiales carbonosos Finos de coque 0 a 6,3 normal: 10 a 14%

Finos de carbón 0 a 6,3 máximo: 16%

Fundentes Mezcla de finos 0 a 6,3 hasta 6% de caliza y dolomita

Finos de dolomita 1 a 6,3

Escoria de BOF 6 a 40 normal 30 a 50 kg/t máximo 70 kg/t

Escoria de BOF (kg/t de arrabio)

Fósf

oro

en e

l arr

abio

(%)

20 00,09

0,10

0,11

0,12

0,13

40 60

dad de fusión y desgasificación para ase-gurar la permeabilidad. Hay restricciones fuertes en la utilización de finos menores de 6,3 mm, aunque Jindal ha realizado avances en ese sentido. Los carbones que se pueden utilizar en la unidad de fusión y gasificación, si bien no son co-quizables, tienen un rango estrecho de calidad. Finalmente, los volúmenes de gases de escape que se manejan hacen inviable el proceso sin un cliente cautivo [7, 12].

Mini Alto Horno

La producción de arrabio líquido en pe-queños altos hornos a carbón vegetal fue la que permitió el desarrollo inicial de la

industria siderúrgica hace varios siglos. Luego desapareció, debido, por una par-te, a la destrucción masiva de los bosques en regiones de Europa Occidental y por otra parte al surgimiento de los grandes altos hornos a coque. Sin embargo, en los años recientes, por diversas causas, se ha renovado el interés en este camino alternativo de producción de arrabio.

Actualmente en Brasil, los mini altos hornos tienen capacidad para producir unos 10 Mt/año. En la India se estima-ba en 2005 la existencia de 35 mini altos hornos, produciendo 3,6 Mt/año [7]. A diferencia de Brasil, operan generalmen-te con coque chino. En China operaban para esa fecha unos 250 a 275 mini altos hornos, produciendo unos 55 Mt/año de

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arrabio. En este caso es típico inyectar hasta 60 kg/t de antracita, para bajar el consumo de coque a 500-630 kg/t.

Esta tecnología tiene ciertas particulari-dades que la hacen atractiva para la pro-ducción de arrabio a bajo costo (Tabla 3) [13].

El arrabio producido actualmente en es-tos hornos tiene tres destinos siderúrgi-cos principales, según el siguiente orden de importancia:

a. la producción de arrabio en lingotes para su utilización en hornos eléctri-cos de arco y fundiciones;

b. la producción de arrabio líquido para su procesamiento en acerías al oxíge-no (en América Latina: V&M do Brasil, Gerdau Aços Longos Barão de Cocais, ACEPAR); y

c. la producción de arrabio líquido para su procesamiento en acerías eléctri-cas (ArcelorMittal Cariacica, Arcelor-Mittal Juiz de Fora).

El carbón vegetal es el mejor termorre-ductor para los mini altos hornos, no sólo por su alta reactividad, sino también por su bajo contenido de azufre, que hace innecesaria la desulfuración fuera del horno. El mayor desafío es producir el carbón vegetal necesario (unos 600 kg/t arrabio). El mayor costo es la extracción y transporte de la madera hasta los hornos de carbonización [13].

Vale la pena mencionar que, en algunos casos, se realiza la recuperación de al-quitrán de origen vegetal y que están comenzando a ser utilizados procesos continuos para la producción masiva de carbón vegetal. Por ejemplo, el llamado VMFL CARBOVAL (Figura 4) y el proceso DPC, que puede llevarse a cabo en tres reactores, uno para secado, otro para la pirólisis y otro para el enfriamiento del carbón (Figura 5).

Figura 4 Proceso de carbonización continua VMFL CARBOVAL [14]

Figura 5 Diagrama básico del proceso DPC para producción

de carbón vegetal [13]

Tabla 3 Particularidades tecnológicas de los mini altos hornos para la obtención de arrabio a bajo costo [13]

Tema Resolución con mini alto horno

Precalentamiento del aire soplado Intercambiador de calor Glendon, de menor costo que las estufas.

Presión de tope Baja (0,15 a 0,30 kg/cm2); la presión necesaria y suficiente como para asegurar eficien-cia en la limpieza de los gases de escape.

Materias primas Altura útil de 13 a 16 m posibilitando operar con el 100% de mineral calibrado pequeño (6 a 12 ó 6 a 24 mm) y carbón vegetal o coque pequeños.

Distribución de la carga Bajo diámetro de tope, favoreciendo una mejor distribución de la carga con equipos de bajo costo.

Revestimiento Refractarios sílico aluminosos de bajo costo, consumo promedio entre 0,5 y 0,7 kg/t.

Energía eléctrica Consumo bajo: 100 a 120 kWh/t de arrabio.

Recuperación de finos Inyección de 100 a 200 kg/t de carbón vegetal pulverizado.

Espacio Típicamente 4 hectáreas.

Madera seca escape

Maderacortada

MaderahúmedaCorte

Gas de escape

Secador

Quemador

Intercamb.de calor

Cogeneración

Generación de energía

Retorta

Carbón vegetal

Secado Pirólisis Enfriamiento

D P C

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FINEX

El proceso FINEX está construido sobre la experiencia del proceso FIOR de re-ducción directa de finos de mineral de hierro en lecho fluido, con reactores en cascada, que operó en Venezuela desde 1976 hasta mediados de los ’90, cuando fue reemplazado por una instalación FIN-MET, que mejoró la eficiencia térmica al usar gas de tope para precalentar el mi-neral y al extraer el CO2 del gas reforma-do y del gas reciclado [2].

Mientras otros procesos producen, a par-tir de finos prerreducidos, briquetas que se cargan en las acerías eléctricas, en el proceso FINEX las briquetas obtenidas se cargan en caliente en una unidad de fusión y gasificación similar a la descri-ta para el COREX (Figura 6) obteniendo arrabio líquido.

El desarrollo se realizó en POSCO, en conjunto con VAI, con vistas a poder uti-lizar los finos de carbón y mineral, cuyo uso está limitado en las plantas COREX, como se discutiera en el párrafo 2. En 1996 se comenzó a trabajar con una plan-ta piloto de 15 t/día y en 1999 con una de 150 t/día. Más tarde, en 2003, arrancó una planta FINEX de demostración, de 600.000 t/año, que aún continúa operan-do [15]. Finalmente se construyó en Po-hang una planta industrial de 1.500.000 t/año, que arrancó en 2007.

Los componentes clave de la planta son los reactores de lecho fluido, la planta de briqueteado de carbón, el compac-tador de hierro esponja en caliente y la unidad de fusión y gasificación. El mine-ral se carga con caliza o dolomita en los reactores de lecho fluido y se calienta y reduce a medida que pasa por los cuatro reactores. El prerreducido obtenido es compactado en caliente para su carga en la unidad de fusión y gasificación, donde se funde obteniendo arrabio y escoria. En esta unidad se carga también el carbón briqueteado. Por las toberas se inyecta oxígeno. El gas reductor generado por la combustión del carbón se deriva a los reactores de lecho fluido. El gas que sale de los reactores está disponible para usos en otras instalaciones de Pohang, excepto una parte que se recicla luego de extraer del mismo el CO2 [15].

Los desarrollos mencionados en la litera-tura reciente tienen que ver con la opera-ción de la planta de demostración. Cabe mencionar entre ellos, los esfuerzos para disminuir el consumo específico de car-bón. En este sentido, fue importante la introducción de la extracción de CO2 y el reciclado del gas de escape en 2004 (el consumo cayó de 1.100 kg/t arrabio a 900 kg/t arrabio). Posteriormente, se introdujo la inyección de carbón pulveri-

Figura 6 Esquema del proceso FINEX [17]

zado, hasta llegar a 250 kg/t, reduciendo el consumo total de carbón a un nivel de 750 kg/t de arrabio [15].

Otro aspecto trabajado fue la disponibili-dad de la planta. Los factores críticos son la operación continua de los reactores, el mantenimiento rápido y la vida de las to-beras. Se han alcanzado siete meses de operación continua.

Desde el punto de vista ambiental, se menciona que las emisiones de SOx, NOx y polvo son el 3%, 1% y 28%, respec-tivamente, de las generadas por el alto horno, incluyendo coquería y planta de sínter [15].

En un plano más académico, se ha simu-lado el proceso de reducción en lecho fluido a escala de laboratorio en varias etapas, a distintas temperaturas y tiem-pos de residencia, con gas rico en CO y tres tipos de minerales, determinando el grado de reducción alcanzado y ob-servando al microscopio el avance de la reducción en cada tipo de mineral [16]. Se encontró una fuerte influencia de la morfología y la textura del mineral en el grado de reducción final alcanzado y un efecto favorable de la pre reducción en fase wustita.

En resumen, para el proceso FINEX, tal como en el proceso COREX, es necesario un cliente cautivo de los gases de escape de los reactores, que justifique económi-camente la instalación. Pero este proce-so supera el problema de las limitaciones en la granulometría del mineral y carbón inherentes al COREX y la necesidad de utilizar coque. Mantiene también la ven-taja de no ser sensible al contenido de álcalis del mineral.

Otros procesos

Hay varios procesos que permiten la ob-tención de arrabio líquido, que se han orientado a la recuperación de barros, polvos y escorias generados en las side-rúrgicas, con una escala más pequeña que la explicitada anteriormente. Entre ellos cabe mencionar el proceso PRI-MUS, instalado en Luxemburgo, basado en la reducción en un reactor multisolera y la fusión en un horno eléctrico de arco sumergido, que ha sido discutido en un número previo de esta publicación [17]. Recientemente, entró en fase de arran-que una segunda planta PRIMUS en Dra-gon Steel Corporation, Taichung, Taiwan [18].

Otro proceso que tiene referencias in-dustriales es el OXICUP, que se instaló en 1998 en la actual ArcelorMittal Lázaro Cárdenas, México. Se trata básicamente de un cubilote de grandes dimensiones, con soplo de aire caliente enriquecido con oxígeno (Figura 7). Los materiales reciclados se preparan junto con agluti-nantes, en forma de ladrillos hexagona-les autoreductores, que llevan un proce-so de curado de varios días antes de su carga [19].

Este proceso ha sido instalado en 2004 en ThyssenKrupp Stahl, Duisburg, Ale-mania; y en 2005 en Nippon Steel Cor-poration, aunque en este último caso los residuos se preparan en forma de pélets [20].

En esta revisión no se han incluido pro-cesos como Hismelt, que cerró su plan-ta en principio hasta abril de 2010 [21]u otros que están en proceso de arran-que, como la instalación TECNORED en

Finos de mineral,fundentes Carbón no coquizable

Gas para otros usos

Compactadorde prerreducidos Briq. de

carbón

Extracción de CO2para otros usos

Central eléctrica

Planta deoxígeno

Unidad defusión ygasific.

Reducción enlecho fluido

Reactores

42


Figura 7

Esquema del proceso OXICUP [19]

la planta de Pindamonhangaba de Aços Villares, Brasil.

Conclusiones

Los procesos alternativos de producción de arrabio no amenazan actualmente el amplio predominio del alto horno; no lo sustituyen, sino que lo complementan con mayor o menor eficiencia en condi-ciones particulares de calidad de mate-rias primas, utilización de gases genera-dos, necesidades ambientales y nichos de mercado.

Por su baja inversión y larga tradición, el mini alto horno es el más extendido, sien-do ampliamente utilizado en Brasil, India y China. En Brasil se han producido nove-dades en lo que hace a la reforestación, la recuperación de alquitrán de origen vegetal y la carbonización continua.

El proceso COREX ha alcanzado la ma-durez industrial en países como India, Sudáfrica y Corea; se presenta atractivo para el procesamiento de minerales de alto contenido de álcalis y cuando hay re-querimientos de generación de energía eléctrica. Presenta la necesidad de reuti-lizar los grandes volúmenes de gas gene-rados, limitaciones en la granulometría del mineral y el carbón (y la calidad de este último), así como la inevitabilidad de usar cierta proporción de coque. La exis-tencia de varias plantas en operación ha dado la posibilidad de mejoras en el equi-

pamiento y el proceso, que seguramente continuarán en el futuro cercano.

El proceso FINEX supera algunos de los condicionamientos del COREX y podría tener un atractivo más amplio.

Otros procesos alternativos de produc-ción de arrabio, como el PRIMUS y el OXICUP, han encontrado su nicho actual en el reciclado de polvos y barros.

Hay experiencias latinoamericanas muy interesantes en este campo, tales como el desarrollo de los mini altos hornos a car-bón vegetal, con las novedades mencio-nadas para la producción de este insumo clave; la larga trayectoria de las primeras plantas FIOR y FINMET de reducción de finos en lecho fluido, que son una de las vertientes que dieron nacimiento al proceso FINEX, la primera instalación in-dustrial del proceso OXYCUP y el proceso TECNORED en vías de arranque.

Referencias [1] Prachethan Kumar, P.; Dasu, A.V.R.P.; Ranjan, M.;

Naha, T.H.; «Influence of operational parameters on silicon in hot metal from Corex». Ironmaking and Steelmaking 2008 Vol. 35 N° 2 pp. 108-114.

[2] Feinman, J.; «The making, shaping and treating of the steel, Ironmaking Volume, Chapter 11, Direct reduction and smelting processes». AISE Steel Foundation, 1999, pp. 741-780.

[3] Böhm, C.; Kuhnen, M.; Wetzling, H.; «An ear-thquake in iron making: COREX. Realized impro-vements and future potentials». 56o Congresso Anual da ABM, Julio 2001, Belo Horizonte, Bra-sil, pp. 1344-1353.

[4] Ghorai, D.N.; Bräuer, F.; Freydorfer, H.; Siuka, D.; «L’unité COREX chez Jindal Vijayanagar Steel: une réussite sur toute la ligne». La Revue de Métallurgie-CIT Mars 2001, pp. 239-250.

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[6] Poveromo, J.; «Impact of new ironmaking te-chnologies on supply of iron ore and other raw materials». Lecture at Short Course on New Situation in the Supply of Iron Ore for Direct Re-duction and Blast Furnace»; November 7, 2005, Hotel Colonial, San Nicolas, Argentina.

[7] Chatterjee, A.; «A critical appraisal of the pre-sent status of smelting reduction - Part I From blast furnace to Corex». Steel Times Internatio-nal May/June 2005 pp. 23-30.

[8] Whitfield, P.; «Design and operation of a gim-bal top charging system». http://www2.sea.sie-mens.com/NR/rdonlyres/FFA8AF1C-1791-46E8-AA09-917BB28D8701/0/038.pdf

[9] Prachethan Kumar, P.; Gupta, D.; Yadav, U.S.; Sekher V.R., Naha, T.K.; «Recycling of steel plant wastes through COREX». Steel Times Interna-tional Mach 2007, pp. 26-28.

[10] Pal, S.; Lahiri, A.K.; «Mathematical model of CO-REX melter gasifier: Part I. Steady-state model». Metallurgical and Materials Transactions B, Vol. 34B, February 2003, pp. 103-114.

[11] Prachethan Kumar, P.; Garg, L.M.; Gupta, S.S.; «Modelling of Corex process for optimization of operational parameters». Ironmaking and Steel-making 2006, Vol. 33, N° 1, pp. 29-33.

[12] Fruehan, R.J.; «New steelmaking processes: drivers, requirements and potential impact». Ironmaking and Steelmaking 2005 Vol. 32 N° 1, pp. 3-8.

[13] Santos Sampaio, R.; Jones, J.; Vieira, J.B.; «Hot metal strategies for the EAF industry». Steel Te-chnology, February 2009, pp. 31-37.

[14] Winter, M.; «Florestas energéticas - Situação atual e perspectivas no Brasil - O caso da V&M Florestal». Maio 2007 em www.inee.org.br

[15] Böhm, C.; Siuka, D.; Schenk, J.; Kriechmair, J.; Kang, C.-O.; Lee, H.-G.; Joo, S. «Development and current status of the COREX and FINEX process». XXXVII ABM Ironmaking and Raw Materials Seminar, September 2007, Salvador, Brazil, pp. 99-111.

[16] Schuster, S.; Pawlik, C.; Winter, F.; Mali, H.; Fis-cher, H.; Schenk, J.L.; «Reduction of iron ores with CO-rich and H2-rich gases: a detailed eva-luation for industrial fluidized bed processes». AISTech 2006 Proceedings, Vol. 1, pp. 297-307.

[17] Madías, J.; «Reciclado de polvos de horno eléctrico: tendencias actuales». Revista Acero Latinoamericano, N° 513 (marzo-abril 2009), pp. 38-47.

[18] «Dragon starts up PRIMUS». Steel Guru, April 9, 2009, published by www.steelguru.com

[19] Bartels-von Vambüler, Ch.; Lemperle, M.; Rach-ner, H.J.; «Recovery of iron from residues using the OXICUP technology». MPT International 1/2006, pp. 18-26.

[20] «Alternative ironmaking with OXICUP». Slides presentation. Kuttner Info-Conference, July 11th, 2007.

[21] «Rio Tinto continue shutdown of Western Aus-tralia HIsmelt plant, 100 jobs lost». Business in Asia Today, March 26, 2009, published by www.asiapulse.com

Gas 230°C

1.000°C1.200°C1.400°C

1.800°C

Comienza la reducción

Soplo de aire caliente

Escoria Arrabio

Funde el arrabio

20 minutos

1.000°C

1.400°C

Avances recientes en lalaminación de productos largos




4436

Novedades tecnológicas:


La laminación de aceros comunes y especiales en forma de alambrón, cabillas, barras lisas de diversas secciones,

planchuelas, ángulos y perfiles, es un proceso que sufre modificaciones incrementales, más que cambios

revolucionarios. La compactación de los procesos, la laminación termomecánica y los bloques reductores acabadores

han impactado en la calidad y productividad.

Por Jorge Madías*

* Consultor.

Introducción

Algo menos de la mitad de la producción mundial de acero se realiza en forma de productos largos. Los productos largos comunes encuentran aplicación masiva en la industria de la construcción, y tam-bién se utilizan en el agro y la industria en general. Entretanto, los productos largos especiales son consumidos mayormente por la industria automotriz.

Los procesos de laminación de alam-brón, barras lisas y nervadas y perfiles están establecidos desde hace muchos años. Han habido mejoras sustanciales, a lo largo del tiempo, en la productividad y la calidad de los productos. En la últi-ma década se han introducido diversas innovaciones que han hecho posible velocidades de terminación de 120 m/s para alambrones y 40 m/s para barras, mejoras en la calidad dimensional y me-talúrgica y eliminación de procesos pos-teriores a la laminación.

Entre ellas cabe mencionar el entrelaza-miento con los procesos aguas arriba y aguas abajo (laminación directa, lami-nación continua, tratamiento térmico

en línea); la llamada laminación termo-mecánica o laminación controlada y los bloques terminadores y reductores, aspectos que se discuten en detalle en este trabajo.

También es importante mencionar las cajas en voladizo y housingless; las guías a rodillos; los laminadores de perfiles pequeños, que parten de alambrón para producir planchuelas, perfiles y ángulos de uso en herrería (desarrollo que tuvo lu-gar en Brasil); los equipos ópticos o láser para control dimensional, y los sistemas en línea para enderezado y acondiciona-do de perfiles, y de atado automático de alambrones y barras.

Acortamiento de la ruta de proceso

Dentro de una tendencia a la realización de plantas más compactas, y el aprove-chamiento de las sinergias entre proce-sos sucesivos, se incluyen bajo este con-cepto conceptos como la carga caliente, la laminación directa, la laminación con-tinua y el tratamiento térmico en línea.

Carga caliente

La carga caliente es una práctica que procura básicamente disminuir el consu-mo de combustible en el horno de preca-lentamiento. Tuvo un impulso grande en la década del ’80, debido al incremento de los precios de los combustibles. Re-quirió la eliminación parcial o total de los controles de calidad sobre las palanqui-llas frías y la instalación de los equipa-mientos adecuados para el movimiento de las palanquillas calientes.

Una de las primeras plantas diseñadas para carga caliente fue la de Siderúrgica Cearense, en Brasil, que disponía de un equipo de calentamiento por inducción para el calentamiento de las palanqui-llas de 100 x 100 mm. En los últimos diez años, diversas plantas nuevas se han diseñado teniendo en cuenta la posibi-lidad de hacer carga caliente. Por ejem-plo, Gerdau Aza en Colina, Chile (1999) [1], Deacero en Celaya, México (2000) [2], AcerBrag en Bragado, Argentina (2006) [3] y Gerdau São Paulo en Araçariguama, Brasil, entre otras [4].

En términos generales, se ahorra ener-gía, se mejora el rendimiento metálico y se incrementa la productividad del hor-no de precalentamiento. Sin embargo, para las medidas de producto en que el

45


laminador tiene más capacidad de pro-ducción que la acería, la carga caliente puede limitar la productividad [5].

Laminación directa

En el año 2000, en la planta de ABS (Ac-ciaierie Bertoli Safau, Italia), comenzó a operar un sistema de laminación directa de barras para construcción mecánica, Figura 1 [6]. Para hacer posible esto, a semejanza de las plantas de planchones delgados y laminación en línea, se intro-dujo un horno túnel de rodillos de 125 m de longitud, para igualación de tempera-tura, entre la colada continua y el lami-nador [6].

En la Tabla 1 se resumen algunas de las características principales de esta planta [6].

La colada continua puede operarse con una o dos líneas, de acuerdo a la produc-ción requerida. Después de la máquina se ubican dos cajas de enfriamiento, para la laminación directa de aceros para cementación y aceros calmados al aluminio de bajo y medio carbono.

El laminador desbastador, intermedio y pre terminador está constituido por 17 cajas sin alojamiento horizontales-verti-

cales en continuo. Cada caja está equi-pada con celdas de carga y sistema de regulación automática del espacio entre rodillos. El terminador es un bloque re-ductor y acabador de tres rodillos y cinco pasadas, que puede hacer laminación a tamaño libre.

El laminador tiene cinco descascarillado-res y un conjunto de cajas de enfriamien-to para controlar la temperatura de fin de laminación.

Existen diferencias que deben ser teni-das en cuenta, entre la carga conven-

cional, la carga caliente y la laminación directa, desde el punto de vista del tama-ño de grano, la estructura metalográfica y la presencia o no de precipitados en el material que ingresa al proceso de lami-nación, debido a las diferentes historias térmicas [7] (Figura 2).

Entre las ventajas atribuidas a este pro-ceso, frente a una laminación convencio-nal, se cuentan una mayor disponibilidad y productividad de la planta, mayor ren-dimiento metálico y menor consumo de energía.

Izquierda: salida del horno túnel de igualación de temperaturas al laminador. Derecha: Laminador y sistema de cambio automático de cajas [6].

Figura 1 Planta Endless Casting Rolling ECR de Acciaeria Bertoli Safau (ABS)

Capacidad de la planta 500.000 t/año

Tamaño de los tochos 160 x 200 mm

Tipos de acero Al carbono, para cementación, para temple y reve-nido, microaleados, para rodamientos, para resor-tes e inoxidables

Barras redondas De 20 a 100 mm de diámetro

Barras cuadradas De 40 a 100 mm de lado

Barras en rollos Redondos de 15 a 50 mm de diámetro

Tabla 1 Algunas características de la planta LUNA de ABS,

con laminación directa [6]

Laminación directa Carga en calienteCarga en frío (ruta convencional)

T

Tpr

Ar

A3r1

Tiempo

γ

α

α + γ

T

Tpre

Ar3

Ar1

Tiempo

γ

α

α + γ

T

Tpr

Ar3

Ar1

Tiempo

γ

α

α + γ

Figura 2 Historia térmica de la palanquilla en la carga convencional, la carga caliente y la laminación directa [7]

46


Laminación continua

Para la laminación de productos largos de aceros comunes, algunas plantas han incorporado el concepto de laminación continua, que tiene las denominaciones comerciales EBROS (Endless Bar Rolling System) y EWR (Endless Welding Rolling). Esta consiste en instalar entre el horno de precalentamiento y el desbastador una máquina de soldar por centelleo (flash welding) que une los extremos de las palanquillas ya precalentadas (Figura 3).

El primer equipamiento fue instalado en Tokyo Steel en 1998 [9]. Una empresa siderúrgica latinoamericana, Deacero, fue la primera que instaló el sistema en América, en su planta de Celaya, en el año 2000. Luego instaló otra en la planta de Saltillo, en 2004 [8].

Tratamiento en línea

En el campo del alambrón, el tratamiento en línea en el transportador de espiras es un estándar desde los años ’80. Con este tratamiento, que toma diferentes ca-racterísticas según el tipo de acero y la cascarilla buscada [10, 11], y aprovecha la temperatura que el alambrón trae du-rante el proceso de laminación, se evitan costosos tratamientos térmicos posterio-res y se mejora la productividad de las instalaciones de trefilado de alambre, al producirse menos cortes por t y hacerse posible la trefilación a velocidades más altas.

Las innovaciones recientes tienen que ver con los aumentos de potencia de los ventiladores, la posibilidad de regular individualmente la velocidad de cada tramo del transportador, y las modifica-ciones para buscar un enfriamiento más parejo donde hay mayor concentración de metal, en los bordes de las espiras [12].

También hoy son un estándar las insta-laciones para el temple y autorrevenido en línea de las barras para refuerzo de

Figura 3 Etapas de la soldadura de palanquillas para el proceso de laminación continua [8]

Figura 4 Esquema de las instalaciones para tratamiento térmico de barras

en línea en ABS [14]

RSB: Reducing Sizing Block; DQS: Direct Quenching System; ONA: On-line Annealing Chamber.

Laminador

Almacenamientorobotizado de cajas

Cajasde agua

Terminadode barras

Descascarilladomecánico

Inspección

Mesaenfriamiento

CámaraONA

DQS

RSB Línea Garret Enfriamiento controlado rollos

Línea de alambrónTerminación rollos

hormigón, que permiten obtener las pro-piedades requeridas, con contenido de carbono más bajos, y por lo tanto mejor soldabilidad y doblabilidad. Las instala-ciones de este tipo son numerosas en América Latina, ver por ejemplo [3, 13].

En cuanto a las barras para aceros de construcción mecánica, vale la pena nuevamente mencionar el caso de ABS. En esta planta se ha incorporado la posi-bilidad de realizar tratamientos térmicos en línea de las barras. Esto se hace me-diante un sistema de enfriamiento DQS (Direct Quenching System) y un horno ONA (On-line Annealing Chamber) (Figu-ra 4).

El sistema de enfriamiento DQS tiene 90 m de longitud; se compone de nueve módulos de 10 m cada uno, con seis ele-mentos enfriadores con control de pre-sión independiente. Para un enfriamiento máximo, como el requerido en procesos de temple, o de temple de solubilización para inoxidables, se usan todas las cajas simultáneamente a alta presión. Se pue-

den tratar barras de hasta 100 mm de diámetro.

La cámara ONA es un horno a gas natu-ral; el movimiento de las barras dentro de la cámara se hace con un sistema de viga galopante. Las vigas están hechas de su-peraleaciones, y no son refrigeradas con agua para evitar puntos fríos en la super-ficie de los productos. Un mecanismo rota las barras durante el tratamiento. Los quemadores, junto a ventiladores de alta potencia, están dispuestos de mane-ra de tener una distribución uniforme de la temperatura y se regulan en función de los datos de los pirómetros posicionados en cada zona de calentamiento. Se com-pletan en esta cámara los tratamientos iniciados en el laminador. Se hace enfria-miento lento, recocido suave, recocido de esferoidización y revenido.

Por ejemplo, se realizado un desarrollo interesante para llevar a cabo el recoci-do de esferoidización de aceros tipo SAE 52100 en línea [14].

47


Laminación termomecánica

En la laminación convencional de barras, se obtiene la geometría, pero en muchos productos las propiedades/microestruc-tura se obtienen con un tratamiento térmico posterior (Figura 5). Mediante la laminación termomecánica se procu-ra obtener una buena combinación de propiedades mecánicas en los produc-tos directamente tras el conformado en caliente, sin necesidad de aplicar trata-mientos térmicos posteriores. Su uso está estrechamente ligado a la utiliza-ción de elementos microaleantes, como niobio, titanio y vanadio, utilizados para facilitar el proceso de acondicionamiento de la austenita, bajar las temperaturas de transformación y proveer endurecimien-to por precipitación de la ferrita [15].

Los procesos termomecánicos se apli-can a los productos planos desde hace varias décadas. En cambio, la aplicación a los productos largos es relativamente reciente. La aplicación de tratamientos termomecánicos tiene como objeto la obtención de estructuras de ferrita uni-formes, de tamaño de grano fino, direc-tamente tras el proceso de laminación; esto implica obtener límites elásticos elevados y altas tenacidades. Los trata-mientos pueden ser supercríticos (por encima de A3), con o sin recristalización, o intercríticos, entre A1 y A3.

Con la aplicación de los tratamientos termomecánicos se persiguen tres obje-tivos principales [7]:

• Acondicionar la austenita, evitando el crecimiento de grano durante el precalentamiento y tras la recristali-zación entre pasadas, o impidiendo la recristalización tras la deformación.

• Controlar la transformación austeni-ta/ferrita, incrementando en la medi-da de lo posible los lugares de nuclea-ción para la ferrita.

• Endurecer el acero por medio de la precipitación en ferrita de carbonitru-ros finos.

En la deformación a temperaturas eleva-das, en el desbastador, se busca el afino de la austenita por recristalizaciones su-cesivas, evitando el crecimiento de grano durante el precalentamiento y entre pa-sadas. Se trata de la laminación contro-lada de recristalización [16].

En la deformación en la región de no recristalización, cuando la temperatura a la que se produce la deformación es inferior a la temperatura de no recristali-zación, se busca la formación de granos alargados, con defectos en su interior (la-minación controlada convencional).

La deformación en la región bifásica aus-tenita-ferrita conduce a un aumento de la resistencia de la ferrita.

Finalmente, el enfriamiento acelerado durante la transformación aplicado a los tres casos mencionados, conduce a un mayor afino de la ferrita, y en el caso de deformación en la región bifásica, a la obtención de estructuras duales de ferri-ta y martensita por temple. En la Figura 6 se presenta, en función del tiempo y de la temperatura, un esquema de los diferen-

tes tipos de laminación controlada y las estructuras resultantes [7].

Con estas prácticas se ha logrado, por ejemplo, acortar o aún eliminar los tiem-pos de recocido de esferoidización para aceros para rodamientos [17] y aceros para bulones [18], o a igual tiempo de tratamiento, obtener un grano más fino [18]; afinar el grano de acero para resor-tes [19], etcétera.

Figura 5 Esquema de la laminación convencional, con posterior tratamiento

térmico de afino de grano [7]

Figura 6 Esquema de la laminación termomecánica [7]

400

600

800

1.000

1.200°C

Recristalización y crecimientode grano

Austenita grosera

Ferrita grosera

Tratamientonormalizado

Afino de grano

Tnr

Ar3

Tem

pera

tura

Tiempo

Austenización

Desbaste

Acabado

Enfriamiento al aire

Enfriamientoacelerado

Laminación controladade recristalización

Laminación controladaconvencional

Austenitarecristalizada

Austenitadeformada

48


Los desafíos actuales de los tratamientos termomecánicos son la optimización de las adiciones de microaleantes, la ade-cuación a procesos más compactos, las nuevas calidades de acero requeridas y la necesidad de mayor consistencia en las propiedades mecánicas [7].

Bloque reductor acabador

Los bloques reductores acabadores, in-corporados inicialmente para mejorar la precisión dimensional de barras para la industria automotriz, se han transforma-do en una parte clave de los laminadores actuales. Tienen un rol central en hacer posible la precisión dimensional, la lami-nación termomecánica y la laminación de familia única. Esto último significa que para una dimensión dada de ingreso al bloque, se pueden obtener un conjun-to de productos de medidas diferentes, incrementando de este modo la produc-tividad al evitar cambios de rodillos. La aplicación inicial se ha extendido a ba-rras hexagonales y cuadradas, barras en rollos y alambrones.

Estos bloques pueden tener diversas configuraciones: de dos rodillos, de dos rodillos con canales múltiples y de tres rodillos a 120° [20] (Figura 7). Han aumentado en rigidez para obtener pre-cisión dimensional con bajas tempera-

Figura 8 Diseño esquemático de pasadas con acabado libre (free-size) y laminación de familia única [22]

Figura 7 Esquema de pasadas redondas con dos y tres rodillos

en bloque reductor acabador [21]

31,5 + 34,3

Ajustedel pase

Caja falsa en # 5cambio de caja en # 3+4

Caja #

7

1

89

101112131415161718

79,0

61,0

48,0

38,0

29,8

23,4 # 5

• Ajuste del pase en un máximo de 1 minuto• Cambio de cajas por falsas y/o normales de un máximo de 5 minutos

# 4

# 3

# 2

# 1

Caja falsa en # 4cambio de caja en # 2+3

34,3 + 37,3

48,0

Ajustedel pase

37,3 + 39,6

Ajustedel pase

15,0 19,4 24,8 31,5 39,6 57,619,4

from

Laminado reductor &acabado de 5 cajas

370 mm (RSB)

Laminado deredondos por

“acabado - libre”(mm)

to 24,8 31,5

Cualquier sección para laminar alambrón es posible

39,6 57,6 76,2

Día(mm) 180 x 180 mm

turas de laminación, aun en barras de grandes dimensiones [21]. Se ha introdu-cido el comando individual de cada caja e incluido paquetes de automatización. De esta forma se posibilitó el diseño de pasadas de laminación de acabado libre (free-size) y diseños individuales de pasa-das, dando lugar a laminación de familia única y la laminación termomecánica (Figura 8) [22].

Para permitir la mencionada laminación de acabado libre, las posiciones de los rodillos y guías son ajustables durante la laminación; es posible hacer productos de tamaños intermedios fácilmente, sin tener que cambiar los rodillos.

A título ilustrativo, en la Tabla 2 se resu-men las características principales de un bloque de instalado en la planta de Muroran de Nippon Steel Corporation [23].

En esta planta se instalaron también tres cajas de agua de refrigeración previas, para poder obtener las temperaturas re-queridas. En términos de tolerancia, se obtuvo ± 0,1 mm. En otros aspectos, e incluyendo otras modernizaciones reali-zadas en el laminador, se pudo bajar en el 20% la resistencia a la tracción de uno de los aceros producidos, eliminando la necesidad de tratamiento térmico de re-cocido en el cliente [23].

49


Este equipamiento fue incorporado en América Latina entre otros por Acindar Grupo ArcelorMittal en 1993 [24], Gerdau Aços Especiais Piratini en 1997 [25] y Aços Villares Pindamonhangaba en 2004 [26].

Conclusiones

La laminación de productos largos ha progresado en los años recientes, incor-porando prácticas y equipamientos que permitieron aumentar la capacidad de producción de las plantas, mejorar la calidad de los productos y disminuir los costos. La siderurgia latinoamericana ha jugado un papel importante en ese pro-ceso.

Agradecimientos

Se agradece la colaboración de los Ings. Luis Dutari (Acindar Grupo ArcelorMittal, Villa Constitución, Argentina); Bruno Ho-ppe (AboutFurnaces, Porto Alegre, Brasil) y Pedro Wolkowicz, Rosario, Argentina.

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Tipo Tres ejes motrices

Potencia del motor 3000 kW, corriente continua

Pasadas de laminación 4 (2 reductoras y dos acabadoras)

Diámetro de productos 19 a 70 mm

Velocidad máxima de laminación 18 m/s

Temperatura mínima de laminación 750°C

Diámetro de rodillos 380 mm

Ajuste del espacio entre rodillos Por control remoto

Tabla 2 Especificaciones del bloque reductor acabador instalado en la planta

de Muroran de Nippon Steel Corporation [23]

Aceros revestidos


Número 516 | Septiembre-Octubre | 2009


51 36

Nuevas tecnologías:

Aceros revestidos

La corrosión ha sido históricamente una de las debilidades de los productos de acero. Se ha logrado limitarexitosamente mediante la utilización de otros materiales que revisten la superficie exterior. La tecnología derevestido de los aceros avanza rápidamente, abriendo nuevos campos para su utilización y alargando su ciclo de vida.

Por Jorge Madías*

* Director de Metallon, Argentina.

Introducción

Dentro de la producción siderúrgica, un campo muy sensible a las deman-das de los usuarios es el de los aceros revestidos. Esto incluye a la hojalata, de-sarrollada en Alemania en el año 1340, y el proceso de galvanizado, patentado por el ingeniero francés Sorel en el año 1836 y que tomara nuevo impulso con la invención, por parte del ingeniero polaco Tadeus Sendzimir, del galvanizado conti-nuo, a fines de la década del ’20 [1]. Tam-bién forman parte de este campo los ace-ros enlozados, cobreados, niquelados, cromados y los revestimientos con otros agentes orgánicos e inorgánicos.

En este terreno, los desarrollos se suce-den, procurando mejorar la performance de los productos. Esto afecta sobre todo a la utilización de chapas laminadas en frío, pero también a chapas laminadas en caliente, tubos, alambres y otros produc-tos de acero. En los avances de los equi-pamientos, los procesos y los productos ha sido decisiva la demanda de la indus-tria automotriz. Los progresos logrados se han aplicado luego a la industria de la construcción, de los electrodomésticos y de los equipos para automatización de oficinas [2].

Los productos galvanizados son los pre-dominantes. Entre los desarrollos más recientes en este campo, vale la pena mencionar:

• Los nuevos revestimientos de alta per-formance, especialmente Zn-Al-Mg.

• El galvanizado de aceros de alta resis-tencia.

• El desarrollo de tratamientos de pasi-vado sin cromo hexavalente.

• Las bajas de costos por mejor control del espesor de cinc y mejor manejo del baño.

A continuación se analizan separada-mente los tres primeros temas.

Nuevos revestimientos con magnesio

Se han desarrollado nuevos revestimien-tos de alta performance. Entre éstos se destacan los basados en cinc, magnesio y aluminio. En la literatura específica se reflejan diversas experiencias, sobre todo provenientes de Japón.

Por ejemplo, Nippon Steel Corporation ha producido este tipo de materiales [3-6].

Los tenores de Mg han variado entre el 0,5% y el 3%. Los estudios han seguido un camino de experimentación a escala piloto, diversos ensayos de respuesta a la corrosión de laboratorio y de campo y finalmente la implementación en escala industrial.

En uno de los estudios se realizó la inves-tigación en un simulador de galvanizado de laboratorio, probando materiales con tenores variables de Al, Mg y Si. La resis-tencia a la corrosión se evaluó sobre la chapa galvanizada, sin otro recubrimien-to, mediante la pérdida de peso en ensa-yos en cámara de niebla salina. También se evaluó la chapa galvanizada luego de revestirla con cromato, epoxi y acrílico, sometiéndola a un ensayo de corrosión cíclica, donde se midió la polarización de una película de revestimiento.

En base a los resultados obtenidos, se estableció una composición de revesti-miento con el 11% Al, el 3% Mg y el 0,2% Si. En la Figura 1 se presenta la influencia favorable del tenor de magnesio sobre la pérdida de peso por corrosión, en ensa-yos de 500 h de duración en una cámara de niebla salina, para un tenor del 11% de aluminio. Estos resultados mejoran aun más con la adición del 0,2% de Si.

La Figura 2 presenta el resultado del ensayo de corrosión cíclica de las mues-tras pintadas, con resultados favorables al material con el 11% Al, el 3% Mg y el

52

Aceros revestidos

0,2% Si, comparado con el 5% Al y el 01% Mg.

La Figura 3 presenta el resultado del en-sayo de polarización. Éste se realiza su-mergiendo las muestras en una solución de NaCl al 5% durante 3 h, utilizando un electrodo de Pt como electrodo de conteo y un electrodo de Ag/AgCl como electro-do de referencia. Los revestimientos con mayor tenor de Mg presentan corrientes menores de cátodo y de ánodo. Esto sig-nifica que se inhiben tanto la disolución de la capa de galvanizado, que es una reacción anódica, como la reducción del oxígeno, que es una reacción catódica.

De manera similar, Nippon Steel desarro-lló un recubrimiento con el 11% Al y el 2% Mg para alambres [5]. En este caso, se trata de una doble inmersión en ca-liente, la primera con Zn-Al y la segunda con Zn-Al-Mg. Además de alambres gal-vanizados para uso general, se desarrolló una variante con revestimiento rugoso, antideslizante, para gaviones. Otro de-sarrollo específico en esta misma línea fue el de un recubrimiento con Zn-Mg para chapas laminadas en caliente de aceros para tanque de almacenamiento de petróleo [6]. Nisshin Steel, a su vez, desarrolló una variante con el 6% Al y el 3% Mg [7].

En Europa hay varias empresas que comenzaron recientemente a produ-cir rutinariamente revestimientos con Zn-Mg; entre ellas, cabe mencionar a ThyssenKrupp Stahl, Voestalpine Stahl Linz [8] y Corus IJmuiden [9]; otras como Ruukki y Salzgitter están realizando prue-bas a escala industrial.

Los aspectos básicos por los cuales los revestimientos de cinc con cierto porcen-taje de magnesio resisten mejor a varios tipos de corrosión que los de cinc puro son motivo de investigación en la actua-lidad, existiendo diversas hipótesis para explicarlo [ 10, 11].

Cabe mencionar, finalmente, que en Eu-ropa se está investigando a escala piloto otra forma de producir un revestimiento de Zn-Mg, por la vía de hacer sobre la chapa galvanizada un depósito muy fino de magnesio mediante la técnica de de-posición física en fase vapor (PVD, Phy-sical Vapor Deposition) y luego provocar la difusión del magnesio dentro del cinc, a temperaturas por encima de los 250°C [12].

Galvanizado de nuevos aceros automotrices

Se han desarrollado recientemente di-versos aceros de alta resistencia ideales para alivianar los automóviles sin dis-minuir la seguridad frente a accidentes,

Mg en baño de galvanizado (%)

Zn-5% AI-0,1% Mg

Zn-11% Al

Pér

dida

de

peso

por

cor

rosi

ón (g

/m2 )

03210

20

40

60

80

100

120

140

160

Número de ciclos

Zn-5% AI-0,1% Mg

Zn-11% Al-3% Mg-0,2%Si

Anc

ho c

orro

ído

desd

e el

bor

de (m

m)

0

1

2

3

4

5

0 20 40 60 80 100 120 140

Figura 1 Influencia del tenor de magnesio sobre la pérdida

de peso por corrosión

Figura 2 Resultado del ensayo de corrosión cíclica [4]

Ensayos de 500 h en la cámara de niebla salina, para un tenor del 11% de aluminio [4].

como por ejemplo los TRIP (Transforma-tion Induced Plasticity). Los aceros TRIP se caracterizan por su microestructura multifase que consiste de ferrita, bainita y austenita retenida, que se transforma en martensita bajo deformación (efecto TRIP). Esta microestructura es la que provee la muy alta resistencia y elevado

alargamiento exhibidos por estos aceros [13].

Para poder usarlos exitosamente, es esencial que sean galvanizables. Existen dos desafíos que estos aceros proponen para poder ser sometidos a este proceso. Uno tiene que ver con que los elementos

53


Figura 4 Esquema de la localización de los óxidos de Si y Mn formados durante el recocido intercrítico

a) Capa continua que dificulta el galvanizado; b) Fragmentación de los óxidos; y c) Formación de los óxidos bajo la superficie [15].

Zinc

Acero

a) Película

óxidos

Zinc

Acero

b) Fragmentos

óxidos

Zinc

Acero

c) Internos

óxidos

El punto de rocío de la atmósfera utilizada durante el tratamiento térmico influencia la formación de óxidos. Cuando es más alto, hay menos óxidos en la superficie. Esto se debería a que la presión parcial de oxígeno es más alta y hay más difu-sión de oxígeno en el acero. Los elemen-tos de aleación se oxidan antes de que tengan tiempo de segregar a la superfi-cie, generando óxidos internos (Figura 4c). De esta forma en la superficie hay menos óxidos y el cinc fundido se adhie-re con más facilidad [13].

Este criterio se está aplicando industrial-mente; por ejemplo, Thyssen Krupp está fabricando diversos aceros galvanizados de alta resistencia con estas caracterís-ticas [16]. Voestalpine Stahl Linz produ-ce unas 300.000 t/año de aceros de este tipo, incluyendo el acero 22MnB5 tem-plable [17].

La investigación continúa, por un lado en lo que hace a la caracterización, con herramientas muy sofisticadas, de los óxidos que se forman cuando la atmós-fera del horno tiene un punto de rocío elevado [18]. Por otro lado, se están apli-cando modelos termodinámicos para predecir el tipo de óxido a formarse y la posición respecto a la superficie de la chapa y sobre esta base proponer un mo-delo de control del proceso [19].

Una forma de soslayar este problema es la de sustituir parcial o totalmente el Si por el Al, que también causa el efecto TRIP, pero no segrega a la superficie y no da lugar a la formación de óxidos super-ficiales [20].

También se han propuesto otros caminos más costosos para evitar las dificultades originadas por la oxidación superficial: una pre cobertura electrolítica con ní-quel, o la adición de cobre y níquel como

Figura 3 Polarización después de 3 h de inmersión en NaCl al 5% [4]

i (A/cm2)

V (V

/Ag/

AgC

l)

–1,15

–1,10

–1,05

–1,00

–0,95

1.E–0,7 1.E–0,6 1.E–0,5 1.E–0,4

Zn-5%Al-0,1%Mg

Zn-11%Al-3%Mg-0,2%Si

Zn-11%Al-3%Mg

de aleación que son necesarios para lo-grar el efecto TRIP pueden segregar a la superficie y formar óxidos que dificultan la aplicación del galvanizado [14].

El otro desafío es compatibilizar la tem-peratura del baño de galvanizado con la del tratamiento térmico necesario para obtener las propiedades requeridas, que es menor [14].

Aplicabilidad del galvanizado

Antes del galvanizado por inmersión en caliente, los aceros TRIP deben ser sometidos a un recocido intercrítico de cristalización. Éste se realiza en una at-

mósfera de N2 + 10%H2, que reduce los óxidos de hierro presentes en la superfi-cie de la chapa luego de la laminación en frío. Pero bajo estas condiciones, los elementos de aleación requeridos para los aceros TRIP, como el Si y el Mn, con fuerte afinidad con el oxígeno, segregan a la superficie y se oxidan, formando por ejemplo 2MnO.SiO2 [14], en capas de menos de un micrón de espesor. Estos óxidos dificultan la adhesión de la capa de galvanizado (Figura 4a). La adhesión mejoraría si se lograra que la capa de óxido fuera fragmentada (Figura 4b) o que los óxidos se formaran internamente (Figura 4c).

54

Aceros revestidos

elementos aleantes en el acero [15]. Esto último se ha concretado para aceros con alto contenido de Si y Mn, y da como re-sultado una combinación de lo que se observa en las Figuras 4b y 4c: óxidos fragmentados e internos, en lugar de una película continua.

Compatibilidad del tratamiento térmico con el baño de galvanizado

El tratamiento en dos etapas requerido para producir en los aceros TRIP la mi-croestructura deseada consiste en el ya mencionado recocido intercrítico, segui-do de un tratamiento isotérmico por en-cima de la temperatura de comienzo de formación de la martensita (MS), a unos 400°C, para la precipitación de bainita (bainite holding).

Para el galvanizado, la temperatura de este tratamiento debe ser elevada a unos 465°C, para ser compatible con el baño de cinc fundido. Esto implica una ciné-tica de transformación acelerada, con más posibilidades de precipitación de carburos.

La precipitación de carburos es indesea-ble porque se obtiene menos austenita retenida y la que se obtiene posee menor contenido de carbono a temperatura am-biente, lo que la hace menos estable e induce una transformación rápida de la austenita retenida a martensita durante la deformación.

Se pueden usar temperaturas de trata-miento isotérmico más altas, compa-tibles con las temperaturas de baño de cinc, siempre que se usen altas velocida-des de enfriamiento luego del recocido in-tercrítico y tiempos más cortos de bainite hold. Para lograr este enfriamiento rápi-do se ha requerido identificar y modelar los parámetros de diseño que controlan la transferencia de calor convectivo entre el gas y la chapa, y la vibración de la mis-ma, llevando a cabo estudios térmicos y de vibraciones, incluyendo simulaciones físicas y numéricas con ensayos a escala piloto [22].

Revestimientos libres de cromo hexavalente

La chapa galvanizada recibe un trata-miento de pasivado que genera una capa superficial fina, cuyo principal objetivo es retardar la formación de «herrumbre blanca» cuando es expuesta a una at-mósfera húmeda en espacios cerrados [23] (Figura 5).

Además este pasivado debe cubrir algu-nos de los siguientes requisitos, depen-

Pasivado

Pasivado

Zinc

Zinc

Acero

Figura 5 Protección del cinc por tratamiento de la superficie sobre la capa de cinc

Izquierda: Esquema. Derecha: Aspecto superficial de la capa de pasivado vista en un microscopio electrónico de barrido [24]

Figura 6 Permeabilidad al oxígeno y resistencia a la «herrumbre blanca»

de diversas resinas [29]

Permeabilidad al oxígeno(10–12 cm3 (STP) . cm/cm2 . s . cmHg)

Etileno

AcrílicoUretano

Áre

a co

n he

rrum

bre

blan

ca (%

)

10

20

40

60

80

100

10 100 1.000

Epoxi

Epoximodificadacon amina

diendo del procesamiento posterior y el uso final [25]:

• Tener autorrecuperación, para que la resistencia a la corrosión no se vea afectada por golpes o en los bordes cortados.

• No afectar la soldabilidad.

• No disminuir la conductividad eléctri-ca (para puesta a tierra).

• Presentar resistencia a las impresio-nes digitales.

• No dañarse cuando se pasa por un proceso de conformado.

• Facilitar la adhesión de pinturas.

Mediante revestimientos basados en sa-les de cromo se ha obtenido un compro-miso adecuado entre estas propiedades. Aunque había diversos proveedores, las

formulaciones eran muy semejantes. Las líneas de producción estuvieron ajusta-das por años a aplicar este tipo de pasiva-do; lo mismo ocurría en las instalaciones de los clientes [24].

Sin embargo, la legislación europea, nor-teamericana y japonesa tendió a prohibir su utilización para algunos usos, dados los cuestionamientos al cromo hexava-lente, por su carácter cancerígeno. Esto dio lugar en la última década a la inves-tigación, desarrollo y aplicación de trata-mientos de pasivado alternativos libres de cromo hexavalente, por parte de los galvanizadores y de los proveedores.

Hoy coexisten muchos tratamientos dife-rentes, algunos orgánicos, otros inorgá-nicos y mixtos o compuestos. Entre los revestimientos inorgánicos los hay basa-dos en fosfatos [24, 26], sales de tierras raras [27] y Cr (III) [28].

55


Entre los orgánicos se ha desarrollado por ejemplo una mezcla de poliéster de alto peso molecular y resinas epoxi, en-trecruzadas en un sistema basado en amino resinas [29]. Las resinas epoxi tie-nen una baja permeabilidad al oxígeno, comparadas con otras resinas, lo que produce un «efecto barrera» que retarda la aparición de la herrumbre blanca (Fi-gura 6).

Entre los tratamientos mixtos o compues-tos, existe por ejemplo la combinación de agregar un inhibidor inorgánico basado en sílice a una resina epoxi modificada por un agente quelatante [29]. El con-cepto básico de este diseño se presen-ta en la Figura 7. Este revestimiento se utiliza para electrodomésticos y equipos de automatización de oficinas, donde se requiere resistencia a la corrosión, solda-bilidad y conductividad eléctrica y resis-tencia a las impresiones digitales.

La utilización de los nuevos pasivados no se ha podido implementar sin modi-ficaciones en las prácticas operativas y en los equipamientos para su aplicación, secado, etc. El desarrollo de los produc-tos continúa en la actualidad; ya está en el mercado una segunda generación de pasivados libres de cromo [24].

Conclusiones

Los productos de acero revestidos cre-cen en volumen y complejidad año tras año. Van ocupando un lugar creciente en la industria y en la vida cotidiana. En los diversos aspectos que hacen a su producción y utilización hay una fuerte dinámica de investigación, desarrollo y aplicación, que se refleja en la genera-ción de nuevos productos más durables, más seguros y de menor impacto en el medio ambiente.

Agradecimientos

Se agradece la colaboración de los Dres. Frank Goodwin (International Zinc Asso-ciation, Durham, Estados Unidos), Fer-nando Actis (Ternium, San Nicolás, Ar-gentina), Walter Egli (Ternium Ensenada, Argentina) y Blanca Rosales (CIDEPINT, Argentina) y el Ing. Josef Faderl, voestal-pine Sahl Linz, Austria.

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Revestimiento compuestoorgánico usual

Resina orgánica Efecto barrera

Efecto barrera

Efecto deautorrecuperación

Efecto deautorrecuperación

SíliceMenosde 1-2 µm

Cromato Cr(III), Cr(VI)

Zn

Resina orgánica conalto efecto barrera

Revestimiento orgánicolibre de Cr(VI)

Inhibidores inorgánicoscon efecto deautorrecuperación

Zn

Figura 7 Concepto básico de diseño de revestimiento orgánico compuesto, libre de Cr (VI) [29]

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Coquización sin recuperación desubproductos y con recuperación de calor




58 36

Tendencias:


Aunque el consumo específico

de coque en los altos hornos ha

descendido significativamente

en las últimas décadas, el coque

sigue siendo fundamental para la

operación de estas unidades, que

continúan como sustento central

de la producción de acero en el

mundo. Recientemente se está

afirmando una alternativa a la

producción de coque en baterías

convencionales: son los hornos de

coquización sin recuperación de

subproductos y con recuperación

de calor.

Por Jorge Madías*

* Director de Metallon, Argentina.

Introducción

Una de las tendencias actuales en la producción de coque siderúrgico es el regreso de los hornos sin recuperación de subproductos (non-recovery). Este regreso ha sido impulsado por el me-nor interés en los subproductos, menor inversión y razones ambientales, y se ha desarrollado en particular en Estados Unidos, India, Australia, China, Brasil y Colombia [1].

En Estados Unidos, el factor que le dio fuerte impulso a esta tecnología fue que la EPA, (sigla en inglés de la Agencia de Protección Ambiental), la declarara en 1990 como Tecnología Actual Máxima Al-canzable (MACT, para su sigla en inglés).

Ya no se trata de los clásicos hornos de colmena, que desde el siglo XVIII propor-cionaron el coque para la revolución industrial, operados manualmente y sin recuperación del calor de los gases, sino de baterías de hornos de construcción moderna, con operaciones mecanizadas y un cierto grado de automatización, don-de los gases producto de la combustión de las materias volátiles se recirculan para calentar la solera del horno y, en algunos casos, se utiliza su calor para la generación de vapor y de energía eléc-trica.

Las diferencias centrales entre el proce-so convencional y el proceso sin recupe-ración se observan en la Figura 1. En el proceso convencional, la mezcla de car-bones recibe el calor de manera indirecta a través de las paredes del horno, por la combustión de gases externos; dentro del horno hay presión positiva y los gases generados por la coquización son envia-dos a la planta de subproductos. En las plantas non-recovery, la coquización se produce desde arriba por calentamiento directo de los volátiles que se queman parcialmente sobre la cama de carbón y, desde abajo, por el calor proveniente de la combustión completa de los gases de escape del horno que recorren la solera. En estas plantas los gases de escape son tratados y enviados a la atmósfera, pu-diendo haber previamente recuperación de su calor para producir vapor y con éste energía eléctrica.

La capacidad instalada de hornos de este tipo se estimaba en el año 2005 en 22 M t/año [1]. En el Cuadro 1 se presentan algunas de las coquerías non-recovery que operan en la actualidad. Hay plantas pertenecientes a empresas cuya activi-dad principal es la minería del carbón; plantas independientes, que adquieren carbón en el mercado y venden su coque a terceros; joint ventures entre producto-res de coque y siderúrgicas, y coquerías que son una sección de una siderúrgica.

59


Empresa Planta País Proceso Generación Capacidad Ref. energía (Mt/año)

Illawarra Corrimal; Coal Cliff Australia Propio * No 0,25 [3]

Mount Isa Bowen Australia Propio No 0,05 [1]

SunCoke Tubarão Brasil SunCoke Sí 1,3 [4]

Carbocoque Lenguazaque; Gualacia; Colombia Propio No 0,25 [5] La Mana

Milpa Samaca Colombia Propio No 0,3 [6]

Shanxi Sanjia Jiexiu China SJ-96 Sí 1,0 [7]

SunCoke Vansant EE.UU. SunCoke No 0,7 [1]

SunCoke IHCC EE.UU. SunCoke Sí 1,3 [1]

SunCoke Haverhill EE.UU. SunCoke Sí 0,55 [1]

SunCoke Gateway EE.UU. SunCoke Sí 0,65 [8]

Bla Mumbai India Propio ** No 0,25 [9]

ECEPL Karnakata India Sesa Goa ** Sí [10]

JSW Steel Bellary India Sesa Goa ** Sí 1,2 [11]

Sesa Goa Amona India Sesa Goa ** Sí 0,28 [12]

* Posee dos hornos Uhde. ** Con vibrocompactación.

Cuadro 1 Algunas de las plantas de producción de coque sin recuperación de subproductos

Figura 1 Diferencias centrales entre el proceso convencional, con recuperación de subproductos (izquierda),

y los hornos non-recovery (derecha) [2]

Presiónpositiva

Presiónnegativa

Transferencia de calorindirecta por los laterales

Transferencia de calordirecta desde arriba

Transferencia de calordirecta desde abajo

La inversión para una planta de 1,3 Mt/año con 90 MW de cogeneración sería en EE.UU. de 320 a 360 millones de dó-lares (200 a 220 la coquería, incluyendo el equipamiento para la manipulación del carbón y del coque, y 120 a 140 mi-llones la cogeneración), de acuerdo a la experiencia de SunCoke en la planta de Indiana Harbor (IHCC) [13]. Sesa Goa es-tima la inversión, para las condiciones de la India, en 65 US$ por t anual de capaci-dad instalada [12].

Equipamiento

En el mercado actual, la tecnología para la construcción de las baterías de hor-nos y los equipos auxiliares es ofrecida por SunCoke (Estados Unidos), Sesa Goa (India) y Uhde (Alemania). Algunas coquerías, basadas en su experiencia, construyen sus hornos con ingeniería propia, como por ejemplo Shanxi Sanjia (China). A continuación se describen los aspectos más destacados de los diseños de las cuatro empresas mencionadas.

SunCoke

El diseño actual de los hornos SunCoke se basa en la experiencia obtenida por esta empresa desde 1960. En 1989 el diseño básico fue renovado y se adoptó el nombre de Hornos Jewell-Thompson [14]; posteriormente en 1998, al instalar-se la planta de IHCC hubo nuevos cam-bios. Se trató de la primera planta de este tipo en el mundo, que incorporó una central eléctrica para la recuperación del calor de los gases de escape de la coque-ría [15].

60


En la Figura 2 se presenta la configura-ción actual de los hornos. Se construyen con 23 tipos de ladrillos refractarios. La carga de la mezcla de carbones en el horno se realiza lateralmente, mediante una máquina denominada PCM (Pusher Charger Machine) que se desplaza sobre rieles junto a los hornos. Inmediatamen-te después de la carga, la mezcla de car-bones absorbe el calor de los refractarios y comienza la combustión de las mate-rias volátiles [4].

En la bóveda del horno tiene lugar la com-bustión parcial de las materias volátiles, por sobre la cama de carbón; luego, los gases son succionados hacia la solera del horno, donde se introduce más aire para completar la combustión. El frente de coquización avanza desde la parte in-ferior y la superior y se une en el centro; no se genera la presión sobre las paredes típica de los hornos convencionales, que impide la utilización de carbones expan-sibles de bajo contenido de volátiles.

Se controla la temperatura, la presión y la combustión interna de los volátiles en los hornos. La duración de la coquización es del orden de 48 horas. La extracción del coque se logra mediante la misma máquina PCM que realiza la carga. Se hace el apagado con agua, recuperán-dose toda la utilizada en esta operación, con excepción de la que se evapora.

Los gases calientes del proceso, luego de recorrer la solera, suben a un ducto

Figura 2 Diseño de los hornos de coquización non-recovery de SunCoke [4]

El túnel de gas conduce el gas calienteque sale de los hornos hacia las calderas

o las chimeneas de control

Controladores de flujo de gasautomatizados para cada horno

El gas fluye a través de las salidasubicada en cada pared hacia

el túnel común de gas

El gas totalmente quemadoen la cámaras es conducidohacia las paredes del horno

La cámara de carbón absorbeel calor los refractarios e inicia

la combustión de los gases

Los gases, parcialmente quemados,son conducidos hacia la soleraa través de los conductos en las

paredes de los hornos

Los gases en combustión circulanpor la solera promoviendo

el frente de coquización de abajohacia el centro

Controladores de adiciónde aire en las puertas

Controladores de adiciónde aire en la solera

55

5

4 4

2

2

1

4

3

6

Figura 3 Corte transversal de horno non-recovery Sesa Goa [12]

00: piso; 1: bóveda; 7: conducto bajo solera; 11: conducto de aire de enfriamiento; 18: riel del carro de carga; 19: pared divisoria; 23: viga de los rieles.

18 23

00

19

11

7

1

61


Figura 4 Esquema del sistema de carga de carbones vibrocompactados de los hornos Sesa Goa [9]

construido por encima de los hornos; pueden ser conducidos hacia las calde-ras, para utilizar su calor en la produc-ción de vapor o ser enviados a las chime-neas de control. En ambos casos pasan por una instalación de desulfuración por aspersión de barro de cal sobre el gas, en la que se separa al menos el 80% del SO2 generado en la coquización. Esta instala-ción genera como residuo sólido sulfato y sulfito de calcio [4].

SESA Goa

Sesa Goa debía alimentar sus mini al-tos hornos y se decidió por la tecnología non-recovery, haciendo un joint venture con Kembla Coal & Coke (actualmente Illawarra Coal & Coke), bajo la denomi-nación Sesa Kembla Coke Company, en 1993. La empresa australiana aportó la tecnología. La batería completa de 84 hornos falló por diversas deficiencias. Se hizo un análisis sistemático de las razo-nes del fracaso y se reconstruyó la bate-ría. Posteriormente se hicieron acuerdos para licenciar la tecnología [11].

Los hornos son más angostos que los SunCoke, lo que les permite utilizar el arco romano para la bóveda (Figura 3). Se construyen con refractarios alumino-sos, a diferencia de los hornos SunCoke, lo que implica un ancho menor.

La utilización de refractarios aluminosos en lugar de ladrillos de sílice se argu-menta sobre la base de su mejor compor-tamiento en atmósfera oxidante, mejor resistencia al choque térmico y menos cambios de volumen ante la posibilidad de enfriamiento, que ocurre cuando por alguna razón el horno no es vuelto a car-gar rápidamente.

Horno de coquización Puerta del horno

Puerta frontalde la caja

Rieles de máquina deempuje y carga

Máquinade carga

Motor de placade carga

Tortade carbón

Placade carga

Caja para tortade carbón

Caballetede carga

Otra diferencia importante es la utiliza-ción de la vibrocompactación. Esta parte del proceso ha sido desarrollada por la empresa alemana VECON y construida en la India por FFE Minerals. Se realiza en una estación separada. Sobre la mezcla de carbones, con un contenido de hume-dad y una granulometría determinada, colocada en una caja en tres capas igua-les sucesivas, se aplica simultáneamen-te vibración y compactación, mediante 24 placas que cubren toda la superficie de la «torta», durante dos minutos a cada capa, para lograr la resistencia necesaria para soportar el transporte desde la caja hasta el interior del horno [16] (Figura 4).

ThyssenKrupp

La oferta tecnológica de Thyssen en este campo se inicia a fines de los años ’90; en esa época, la denominación de la empresa del grupo para la construcción de coquerías era Thyssen Still Otto An-lagentechnik GmbH (TSOA), luego Thys-senKrupp Encoke. Ésta, con la compra de Uhde por el grupo, fue incorporada a Uhde.

Viendo el renacimiento de la coquización sin recuperación, TSOA hizo un acuerdo de licencia exclusiva con Pennsylvania Coke Technology Inc. (PACTI). Esta em-presa había desarrollado un concepto de horno sin recuperación, y construido una planta piloto de dos hornos a escala industrial en Nueva Rosita, México [17]. Sobre esa base Thyssen rediseñó el hor-no y por un acuerdo con Illawarra Coke Co., de Australia, construyó dos hornos en dicha planta y realizó diversas expe-riencias de coquización con diferentes carbones [18].

El concepto actual de Uhde se basa en su fortaleza: el conocimiento acumula-do de las empresas que han construido hornos de coquización convencionales desde los inicios de esta tecnología que, por fusiones y adquisiciones, están agru-padas en esta empresa. Sin embargo, no hay plantas industriales que estén apli-cando el concepto.

El túnel de salida de gases corre late-ralmente por debajo del nivel del piso de los hornos (Figura 5) en lugar de por arriba de los hornos como en el sistema SunCoke. A diferencia de este sistema, la carga y descarga se realiza con dos máquinas diferentes. La carga, al ser estampada, no requiere el ingreso de la máquina dentro del horno, evitando agua de refrigeración y agua para humectar los carbones [2]. La descarga se hace sin caída del coque, manteniendo la «torta» de coque sin romperse (Figura 5), lo que favorecería menos emisiones.

SJ 96

Este horno desarrollado por Shanxi San-jia se caracteriza por el excepcional peso de la carga de carbón: 120 t y el conse-cuente tiempo de coquización, de 10 días, en comparación con las 48 horas típicas de los procesos descritos previa-mente. La altura de la cama de carbón es de 1,8 metros; se hacen dos nivelaciones de la carga, a los 90 y 180 cm. Tanto la carga como la descarga son manuales y en frío [19]. Las temperaturas están en el orden de 1.200°C en la capa superior de carbón y 1.150°C en la parte inferior.

El gas se quema completamente en la solera del horno y se utiliza su tempe-ratura para calentar vapor con fines de generación de energía eléctrica.

62


Proceso Preparación Carga Refract. Descarga Dimensiones (m) de la carga

SESA Goa estándar por arriba aluminosos caída a vagón 2,7 x 10,8

vibrocompactación horizontal

Uhde stamped charging horizontal sílice empuje a caja 3,8 x 15,0 (la máquina de carga no entra en el horno)

SunCoke estándar horizontal sílice caída a vagón 3,7 x 14,0 (misma máquina que para descarga)

SJ-96 con horno frío manual, doble aluminoso enfriamiento 3 x 22,6 nivelado en horno, manual

Figura 5 Diseño del horno Uhde, con sistema de descarga [2]

Área abierta mínima,para control de las

emisiones

“Torta” de coqueempujada haciafuera del horno

Comparación de procesos

En el Cuadro 2 se comparan algunas ca-racterísticas de los procesos analizados.

Diseño de mezclas y calidad del coque

Los hornos non-recovery permiten pro-ducir un coque de alta calidad para los diversos usos: siderurgia, fundición, pro-ducción de ferroaleaciones, etcétera.

Se pueden utilizar para obtener coques de alta calidad para la operación de los altos hornos con bajo consumo específi-co de coque, cuyos requisitos de calidad son más altos, o para obtener coque de calidad normal basados en mezclas con alto porcentaje de carbones no coquiza-bles.

Por ejemplo, en la planta de Shanxi San-jia se produce un coque cuya estabilidad y dureza ASTM, e índice CSR (resisten-cia después de la reacción) son igua-les o mayores que 70 [7]. La mezcla de carbones utilizada contiene el 22,5% de materias volátiles, una reflectividad del

influencia de un carbón local de alto ran-go y excelentes propiedades plásticas. A estas características se le suman algu-nas particularidades de la coquización non-recovery: baja velocidad de calenta-miento (mejor mojado, ligado y elevado tiempo de «recocido»), junto a la mayor formación de carbono pirolítico [7].

En cambio, en la planta siderúrgica de JSW se ha buscado incrementar el con-tenido de carbones no coquizables en la mezcla de carbones, obteniendo un co-que de calidad razonable para sus altos hornos. Optimizando la humectación y usando la vibrocompactación, se logró una densidad de carga de 1,1 kg/dm3. Se pudo introducir en la mezcla hasta el

Cuadro 2 Comparación de algunas características de los procesos analizados

35% de carbones no coquizables y débil-mente coquizables, obteniendo un coque con CSR mayor que el 64%, una reacti-vidad de menos del 25% y un índice de resistencia a la abrasión M10 de menos del 6% [20].

El tenor de materias volátiles de la mez-cla es un parámetro importante en la coquización non-recovery, debido a que la energía necesaria para el proceso es aportada por su combustión. Por lo tanto, debe haber un contenido mínimo. Pero si el contenido de volátiles es muy elevado, se obtiene un coque de alta porosidad, demasiado reactivo frente al CO2 y con baja resistencia posreacción (Figura 6).

Como en la coquización convencional, juega un rol importante el poder coqui-zante, expresado por el índice de hincha-miento en crisol; el rango del carbón, ex-presado por la reflectividad de la vitrinita, y las propiedades plásticas, expresadas por la fluidez máxima. En el Cuadro 3 se presenta una especificación desarrolla-da por JSW para su mezcla de carbones [20].

Una experiencia significativa es la de la batería SunCoke de Indiana Harbor Coke Company, a lo largo de los años 1998 a 2000. Comenzó cargando una mezcla del 30% de materias volátiles (base seca),

de reflectividad de la vitrinita. Evolucio-nó hacia mezclas de menor fluidez (200 ddpm), menor tenor volátiles (22%) y mayor reflectividad (1,42%), con un im-portante contenido de carbones de bajos volátiles, que en una batería convencio-nal hubiera significado daños sobre las paredes de los hornos por la expansión que estos carbones presentan al final de la coquización. Pero no hubo grandes va-riaciones en la calidad del coque, que se mantuvo elevada [21].

Se han hecho comparaciones obtenien-do coque en hornos convencionales y non-recovery a partir de la misma mez-cla, notándose en este último un incre-mento en la resistencia posreacción y en las propiedades mecánicas en frío, sobre todo para mezclas de alto contenido de materias volátiles [22].

63


Cenizas (%) < 10

Materias volátiles (%) 23 a 25

Azufre (%) < 0,6

Índice de hinchamiento libre > 6,5

Vitrinita (%) > 60

V9-V13 (%) > 55

Fluidez máxima (ddpm) 500 a 1.100

Reflectividad máxima media (%) 1,1 a 1,2

Figura 6 Influencia del contenido de materias volátiles de la mezcla

sobre la resistencia posrreacción del coque, en hornos non-recovery [20]

Cuadro 3 Especificaciones típicas de la mezcla

de carbones en la planta non-recoveryde JSW [20]

2240

45

50

55

CS

R (%

)

60

65

70

23 24Materia volátiles

25 26

En el caso del alto horno N° 7 de Ispat Inland (hoy ArcelorMittal East Chicago), cuando pasó de usar coque de la batería convencional a coque non-recovery de la planta IHCC, mejoró la performance y la productividad [1].

Aspectos ambientales

Las diferencias sustanciales desde el punto de vista ambiental entre el proce-so non-recovery y el convencional devie-

nen de dos aspectos: la operación de los hornos bajo presión negativa, que hace difícil que se produzcan emisiones du-rante la coquización, y la inexistencia de la planta de subproductos.

Se analizan separadamente las emisio-nes al aire y los efluentes líquidos y resi-duos sólidos, comparando ambos proce-sos sobre la base de evaluaciones reali-zadas por la EPA en Indiana Harbor Coke Company. Se hace mención también a experiencias de reciclado de subproduc-tos externos a la coquería.

Emisiones de aire

En las coquerías hay emisiones al aire re-lacionadas con la manipulación del car-bón, la carga del carbón en los hornos, las puertas de los hornos, las chimeneas de proceso, el deshornamiento, el apaga-do y la manipulación del coque. En las plantas con recuperación de subproduc-tos se suman las emisiones de la planta de subproductos.

Las diferencias entre los procesos se reflejan en primer lugar en la carga de carbón y en la operación de los hornos. Las emisiones fueron medidas en los hornos SunCoke, donde la carga se rea-liza horizontalmente con la ya mencio-nada máquina PCM. En las Figuras 7 y 8 se comparan las emisiones gaseosas estándar y de contaminantes peligrosos (HAP, Hazardous Air Polutants), en t/año para plantas de las dos tecnologías que cargan 1 Mt/año de carbón [23].

Figura 7 Emisiones al aire estándar anuales para plantas non-recovery y convencionales, que cargan 1 Mt/año [23]

VOC: compuestos orgánicos volátiles; TSP: particulados suspendidos totales; PM10: material particulado menor de 10 micrones.

0

100

SO2

372

480

200

300

Non-recovery

400

500

600

700

800

900

NOX

355

821

CO

Contaminante

Emis

ione

s (t

/año

)

25

728

VOC

2263

TSP

8748

PM10

8745

Convencional

64


Figura 8 Emisiones anuales de contaminantes peligrosos para plantas

non-recovery y convencionales, que cargan 1 Mt/año [23]

Las emisiones estándar de SO2, NOx, CO y VOC son inferiores para los hornos non-recovery, en tanto que las emisiones de TSP y PM10 son mayores (Figura 7). El tiempo de residencia de los gases en el horno, la alta temperatura, la turbulen-cia y oxígeno suficiente para destruir los contaminantes del aire peligrosos (HAP), conllevan emisiones muy bajas (Figura 8).

Efluentes líquidos y residuos sólidos

Las plantas non-recovery no generan efluentes líquidos; el agua de enfriamien-to de equipos y de lavado se colecta y utiliza para el apagado del coque. En las plantas convencionales se genera entre 0,4 y 0,5 m3/t coque, debido a la planta de subproductos [23].

Reciclado

Se han realizado experiencias de reci-clado de aceites de laminación usados, en la planta de JSW, India. Se adicionó sobre la mezcla de carbones 0,1 l/t, lue-go de la adición de humedad y antes del molino a martillos (Figura 9). Mediante la vibrocompactación se obtuvo la densi-dad usual de 1,1 k/dm3 [24]. La calidad del coque se mantuvo; aumentó la capa-cidad de generación de energía eléctrica, debido a la mayor temperatura de los ga-ses y de las paredes de los hornos.

Experiencias latinoamericanas

En América Latina hay plantas de coque NR/HR en Brasil, Colombia y en pequeña escala en Argentina.

Brasil

La planta más importante es la de Sun-Coke Energy Unidade Brasil, en Serra, dentro del predio de ArcelorMittal Tu-barão. Se trata de un joint-venture entre SunCoke y ArcelorMittal. Consta de 320 hornos, ocho calderas y una central eléc-trica. La capacidad de producción de co-que es de 1,55 Mt/año y de energía hasta 165 MW [4].

En la Figura 10 se presenta un diagrama esquemático de la planta. En el puerto se reciben cerca de 2,1 Mt/año de car-bón (base seca). Para disminuir las emi-siones de material particulado, se hace aspersión de agua en las pilas de car-bón. Actualmente se mezclan hasta seis carbones diferentes. Los hornos tienen el diseño SunCoke, descrito en el punto SunCoke. Para una carga de 42,6 t de carbón, el proceso dura 48 horas.

Non-recovery

0,00

20,00

40,00

60,00

80,00

100,00

120,00

140,00

160,00

180,00

Contaminante

Benceno

0,26

16,72

Emis

ione

s (t

/año

)

Convencional

Etileno

7,23

Hidro-carburospesados

48,45

Sulfurode hidró-

geno

3,62

Metano

155,06

Naftaeno

0,15 3,28

Tolueno

0,26 4,07

Xileno

0,01 0,09

Figura 9 Esquema de la introducción de la incorporación de aceite de descarte

de laminación en la planta de JSW [24]

Carbón de patio

Mezcla de carbones

Silo 1Adición dehumedad

Adición de aceite

Mezcla de carbonespara coquización

Molino a martillos

Silo 2 Silo 3 Silo 4 Silo 5

El coque se separa en tres fracciones granulométricas: 30 a 80 mm (85%); 6 a 30 mm (9%); y menor de 6 mm (6%). Las dos primeras fracciones se utilizan en los altos hornos, en tanto que la última se envía a las plantas de sinter.

Los gases entregan su calor para la pro-ducción de vapor en las ocho calderas; luego siguen para la planta de desulfu-ración. Se está estudiando la aplicación agrícola del sulfato y sulfuro de calcio generado en este proceso. Se obtuvo la certificación ISO 14001 en junio de 2009.

Durante la crisis de 2008-2009, la versa-tilidad de la planta fue puesta a prueba ya que debió disminuir su producción el 35%, manteniendo la calidad de coque exigida por los altos hornos y calentando con los gases generados en la planta los hornos desactivados.

Colombia

De acuerdo a la información disponible, poseen hornos con recuperación de ca-lor de los gases las empresas Carboco-que [5] (Figura 11) y Milpa [6].

65


Figura 10 Diagrama de flujo de la planta de SunCoke Energy Unidade Brasil [4]

Figura 11 Hornos de coquización de Carbocoque, en Lenguazaque, Colombia [5]

Puerto de Tubarão

Almacenamiento de carbónen ArceloMittal Tubarão

Almacenamiento de carbónen SunCoke Este

Almacenamientode la mezcla

Batería de hornos(320 hornos)

Gas calienteGas frío

Calderas

Apagadode coque

Zarandeode coque

Tratamientode gases

(desulfuración)

Turbogeneradores

Condensador/Separador de aire

Tratamiento de agua(desmineralización)

Ventiladorde tiroforzado

Chimenea principal

Despacho de coquepor vagones

Despacho de coquepor cinta transportadora

1

1 Recepción del carbón

Balanzas

2 Enhornamiento de la mezcla3 Coque producido4 Despacho de coque por vagones5 Despacho de coque por cinta transportadora

2 3

4

5

Argentina

Respecto a la experiencia argentina, se refiere a coques para fundición. Hay cinco plantas pertenecientes a cuatro empresas; solamente una de ellas posee algunos hornos con recuperación de ga-

ses para el calentamiento de la solera. La particularidad por la que se las menciona en este artículo es que prácticamente no utilizan carbón: operan sobre la base de mezclas de coque de petróleo y brea de alquitrán de hulla; en tiempos de escasez

de esta materia prima se ha utilizado as-falto oxidado y asfaltita como sustitutos de la brea. Estos coques tienen conte-nidos de ceniza extremadamente bajos [25].


66

Conclusiones

Los hornos de coquización sin recupe-ración de subproductos y con recupera-ción de calor se están desarrollando sig-nificativamente en países como Estados Unidos, India, China, Brasil y Colombia, porque demandan una menor inversión y son menos contaminantes, al operar en condiciones de presión negativa.

A igualdad de materias primas, se pro-duce un coque de mejor calidad que el obtenido en las baterías convencionales. Puede utilizarse una gama más amplia de carbones, incluyendo los de bajos volátiles que en baterías convencionales generarían empuje sobre las paredes, diversos carbones de bajo poder de co-quización y otras materias primas carbo-nosas.

La tecnología se está aplicando en Amé-rica Latina; en Brasil existe una de las plantas de las plantas más modernas y de mayor capacidad del mundo.

Agradecimientos

Se agradece la información brindada por el Ing. Mariano de Córdova, San Nicolás, Argentina, así como las fructíferas discu-siones mantenidas durante la prepara-ción del artículo.

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Novedades tecnológicasen la laminación de chapas en caliente




68

Laminación sin fin:


En la última década hubo un gran

crecimiento cuantitativo en la

producción de acero, que llevó a la

instalación de numerosas plantas

nuevas, incluyendo laminadores

de chapa en caliente. Una parte

de las innovaciones tecnológicas

proviene de la modernización de

plantas existentes, que procuran

incrementar su producción,

mejorar la calidad de sus

productos, ampliar la gama o

bajar costos. Otra parte se genera

en plantas de instalación reciente,

que incorporan rasgos nuevos.

Introducción

La laminación de chapas en caliente ha recibido el impacto de cambios tecnoló-gicos tales como el suministro de plan-chones delgados, el desarrollo de nuevas calidades de acero, particularmente los aceros de alta resistencia para la indus-tria automotriz, la implementación de prácticas de laminación diferentes, las exigencias en cuanto a precisión dimen-sional, planitud y ausencia de defectos, y la necesidad de incrementar la capaci-dad de producción de los equipos exis-tentes. Esto ha llevado a innovaciones en el equipamiento, desde el horno de pre-calentamiento hasta la bobinadora, y en elementos auxiliares.

Cabe mencionar en el área de precalen-tamiento la combustión sin llama [1], el uso de oxígeno [2] y los quemadores regenerativos [3]. En la disposición del equipamiento, las plantas compactas, la tendencia a la carga caliente y carga di-recta y la laminación sin fin y semi sin fin [4]. En el equipamiento de laminación, las prensas para el ajuste del ancho, los dispositivos del tipo CVC (Continuous Va-riable Crown) [5] y sistema de pares cru-zados (pair cross) [6] para mejoramiento de la forma, los viradores hidráulicos [7] y AGC (Automatic Gauge Control) hidráu-

licos [8], la medición de la planitud por topometría [9], la laminación ferrítica, el enfriamiento ultrarrápido [10] y otros avances que sería muy largo enumerar.

En este trabajo se discute en particular un proceso que ha ampliado las posibili-dades de obtener chapas de pequeño es-pesor con alta calidad y productividad: la laminación sin fin en trenes convencio-nales, y la laminación sin fin y semi sin fin en trenes acoplados con máquinas de colada continua de planchones delgados (trenes compactos).

La laminación sin fin en trenes conven-cionales es el proceso por el cual se unen en movimiento los extremos de los plan-chones que han sido desbastados para ingresar al terminador en forma con-tinua. En el tren compacto de la planta de Arvedi, la línea que sale de la colada continua ingresa al laminador en forma continua durante un cierto período de tiempo. En otros trenes compactos, que tienen hornos túnel de igualación de temperaturas, se practica la denominada laminación semi sin fin: se corta un plan-chón con la longitud máxima que permi-te el horno, se lamina en forma continua y de él se obtienen varias bobinas. A con-tinuación se describen en detalle estas tres prácticas.

* Gerente de la empresa Metallon, Argentina.

Por Jorge Madías*

69


Laminación sin fin en trenes convencionales

Este sistema se aplicó por primera vez en el laminador N° 3 de la entonces Kawasa-ki Steel (hoy JFE Steel) en Chiba, Japón, en 1996; posteriormente, con variantes, fue implementado en otras plantas de Japón y Corea (Cuadro 1).

Las razones que impulsaron la utilización de esta tecnología son las limitaciones que existen en los laminadores que ope-ran en forma discontinua, que se resu-men en el Cuadro 2.

Por lo tanto, las ventajas serían [11]:

a. Expansión de la línea de productos, por la producción de chapas más fi-nas y más anchas.

b. Aumento en la productividad, por la reducción de los tiempos de parada, y la velocidad de laminación constante, sin tiempos de aceleración y desace-leración.

c. Mejora en la calidad de la chapa, por mayor precisión y uniformidad en el espesor, corona y ancho.

d. Ahorro de energía, por reducción de la frecuencia de aceleraciones y de- saceleraciones.

e. Aumento del rendimiento, por mini-mización de rechazos en materiales finos y aplicación de tensión a la ca-beza y cola de la barra.

Empresa Planta Arranque Tecnología de unión Proveedor Ref.

JFE Steel* Chiba (HSM 3) 1996 Calentamiento por inducción + deformación Mitsubishi 11

Nippon Steel Oita 1998 Soldadura con láser de CO2 Prima 12

POSCO Pohang (HSM 2) 2006 Alta deformación Mitsubishi-Hitachi 13

* Kawasaki Steel, al momento de la incorporación del sistema.

Causa Consecuencia

Punta y cola laminadas sin tensión Irregularidades en el espesor de la chapa, la corona, la forma, etc.

En chapa fina, pellizcos en la laminación de la cola Daño en los cilindros y necesidad de cambiarlos

Cuando la velocidad de enhebrado para la cabeza se aumenta, Baja productividad en la laminación de chapa fina la barra* puede saltar

* En este trabajo se utiliza la palabra barra para referirse al material en proceso de laminación (transfer bar).

Cuadro 1 Detalles de la instalación de la laminación sin fin en trenes convencionales en algunas empresas

Cuadro 2 Limitaciones de los laminadores discontinuos, en base a [11]

Figura 1 Disposición del laminador N° 3 de JFE Steel Chiba, con coil box

luego del desbastador, máquina para soldadura antes del terminador y tijera divisoria luego del enfriamiento laminar [14]

Horno deprecalentamiento

Prensa paraancho

Desbastador

Soldadora

Terminador

Sistema de enfriamiento

Bobinadora de la barra

Bobinadora

Un ejemplo de la disposición típica de los laminadores con este equipamiento se presenta en la Figura 1.

Se requiere no sólo la máquina para unir las barras, sino también una coil box para mantener la temperatura luego del des-baste, más una tijera de alta velocidad luego del enfriamiento laminar.

El desafío que generó el desarrollo de la máquina está planteado por la necesidad de unir dos barras en movimiento, en pocos segundos, y obtener un material sano en la zona de unión, que resista la tensión durante la laminación.

Las diferentes tecnologías adoptadas re-flejan respuestas diferentes a este reto. En la Figura 2 se comparan dos de ellas: la que utiliza calentamiento por induc-ción + deformación, en la que el material a unir tiene un estado pastoso y la que usa exclusivamente deformación, sin fu-sión.

Se ha informado que el laminador HSM 3 de JFE Steel Chiba procesa 10 barras unidas [11], en tanto que el de POSCO ha procesado hasta 45 barras unidas [13].

La tecnología láser comparte con la de calentamiento por inducción el hecho

70


29

Proceso de unión

Unión por calentamientopor inducción

Métodode unión

Temperaturade unión

Característicasdel equipo

Tiempo de unión

Unión pastosa(fracción sólida 70%)

• Golpe de carrera: largo• Amplio movimiento de abajo hacia arriba de la mesa de unión• Rebabado

• Golpe de carrera: corto• Se requiere disposición del sobrante

Alrededor de 10 s

Unión a 1.000°C(fracción del material)

Unión pastosa(fracción sólida 70%)

Fuente de potencia

Área de unión

Área deunión

Cuchilla

PrensaSobrante

Abrazadera

Unión: alta deformación yconformado por fricción

Alrededor de 1 s

Unión por altadeformación

Figura 2 Comparación de las características principales de dos de las tecnologías

de unión en el proceso de laminación sin fin [14]

de que el material está parcialmente fun-dido. En la Figura 3 se presenta un es-quema del sistema láser. En la Figura 4 se compara la estructura de la zona de soldadura obtenida por este método, con la obtenida por deformación sin fusión.

Laminación sin fin en trenes compactos

En julio de 2009 arrancó en Arvedi, Cre-mona, Italia, un conjunto de máquinas de colada continua de planchones del-gados y laminación en línea que está di-señado para hacer laminación continua. Tiene muchos aspectos tecnológicos de interés, que van más allá del alcance de este trabajo. La disposición general del equipamiento se presenta en la Figura 5.

Un laminador de alta reducción de tres cajas recibe una línea de una máquina de colada continua de molde curvo, con reducción con núcleo en estado líquido (Liquid Core Reduction). En este lamina-dor, mediante un diseño denominado «perfil térmico inverso», se procura una determinada distribución de calor no sólo en la zona cercana a la superficie sino también en el núcleo, para tener baja resistencia a la deformación y mejor corona. Se obtiene una barra continua de 10 a 20 mm de espesor.

Un inductor ajusta la temperatura de la barra. Permite un control preciso prove-yendo un alto ingreso de energía en una distancia corta. Se espera tener una evo-lución de temperaturas favorables para la laminación de diversos grados de ace-

Figura 3 Esquema del sistema óptico para la transmisión

y condensación de los rayos láser generados por un oscilador, en la soldadura para laminación

sin fin a base de láser de CO2 [12]

Figura 4 Macroestructura de la unión por soldadura con láser de CO2 (izquierda) y la unión por alta deformación

sin fusión (derecha). Los aumentos y la técnica de observación son diferentes [12, 13]

Dirección de desplazamientode la soldadura

Rayoláser

Tubo derayos

Espejo(unidad 1)

Espejo(unidad 2)

Enfoquedel rayo

(unidad 3)

Barra siguiente

Barra precedente

Espejo(unidad 0)

ro, incluidos los de alto silicio. Durante el proceso se prevé que la temperatura de la barra no caiga por debajo de los 1.000°C, evitando la formación de preci-pitados. Se espera que este factor, junto con los tiempos muy cortos del proceso, implique una menor necesidad de alean-tes.

Posteriormente la barra ingresa a un descascarillador de alta presión y a un laminador terminador de cinco cajas, diseñado para permitir la laminación de chapa de entre 0,8 y 12 mm de espesor y un ancho de hasta 1.570 mm.

71


Figura 5 Disposición de los equipos en la planta ESP de Arvedi [16]

Colada continua deplanchones delgados

Torretade cuchara

Carroportarepartidor

Molderecto,osciladorhidráulico

Reducciónconnúcleolíquido

Empujadory apilador

Tijerapéndulo

Túneltérmico

Terminador Tijera volantede alta velocidad

Laminadorde alta reducción

Calentamiento por inducción Enfriamiento laminar Bobinadoras

Tije

ra r

otat

iva

para

des

cart

e

Des

casc

arill

ador

de

alta

pre

sión

Luego de la zona de enfriamiento, hay una tijera volante de alta velocidad y bo-binadoras de hasta 32 t.

La expectativa es cubrir un amplio rango de aceros de bajo y alto carbono y alea-dos, incluyendo aceros de alto silicio de grano orientado y grano no orientado y aceros libres de intersticiales para pane-les expuestos de carrocerías. Se espera producir cantidades importantes de ace-ros de 0,8 a 1 mm que puedan reempla-zar la chapa laminada en frío, y laminar medidas mínimas de 1 mm para aceros con un límite de fluencia de hasta 315 MPa; 1,25 mm para aceros con un límite de fluencia de hasta 420 MPa; 2 mm para aceros de alta resistencia hasta 700/800 MPa; y 1,2 a 1,5 mm para aceros bifási-cos de 600/1000 MPa [16].

Laminación semi sin fin en trenes compactos

Algunas plantas de colada continua de planchones delgados y laminación en

Empresa Planta Arranque Longitud Tecnología Proveedor Ref. horno (m)

Corus IJmuiden 1999 310 DSP (Direct Sheet Plant) Mitsubishi 17

TISCO Tangshan 2003 220 UTSP (Ultra Thin Strip Mitsubishi- 18 Production) Hitachi

Lysteel Loudi 2009 269 CSP (Compact Strip Production) SMS-Siemag 19

Cuadro 3 Detalles de la instalación de la laminación semi sin fin en trenes compactos en algunas empresas

línea, como por ejemplo la planta DSP de Corus IJmuiden, Holanda; la planta UTSP de Tangshan Iron and Steel Com-pany, Tangshan, China; y la planta CSP de Lian Yan Iron & Steel Group (Lysteel), China, practican para una parte de la producción la denominada laminación semi sin fin (Cuadro 3).

La finalidad es también poder obtener chapa de espesor fino aún en anchos im-portantes, con alta calidad y productivi-dad. Por ejemplo, la planta DSP de Corus IJmuiden llega a relaciones de ancho so-bre espesor de hasta 2.000 mm, cuando los laminadores convencionales se mane-jan en un rango de 800 a 1.000 mm [17].

Estas plantas, como otras que producen planchones delgados, poseen un horno túnel de igualación de temperaturas, en-tre la máquina de colada continua y el la-minador (Figura 6). En la planta de Corus el túnel es de 310 m de longitud. Esto per-mite, cuando se hace la laminación semi sin fin, introducir un planchón del que pueden obtenerse hasta siete bobinas.

Una vez que el planchón está listo, se enhebra en el laminador; la punta se la-mina a un espesor «seguro» con el que no ocurran problemas de enhebrado y, por lo tanto, a una velocidad de enhe-brado menor; una vez que la chapa está enhebrada y tomada por la bobinadora, el espesor se puede reducir a su medida final, inmediatamente después del extre-mo grueso o luego de que se complete la primera bobina. Hacia el final, se sigue el procedimiento opuesto, aumentando el espesor a un nivel seguro. Como en los laminadores que hacen laminación sin fin, hay una tijera volante de alta ve-locidad para cortar la chapa antes de la bobinadora. Laminando un planchón en siete bobinas, el ritmo es de 40 minutos de colada y 20 de laminación.

Bajo condiciones normales, bobina a bobina, la expansión térmica de los rodi-llos durante la producción de una bobina es limitada. Pero durante la laminación semi sin fin, la expansión térmica es con-siderablemente mayor, debido al largo

72


31

Figura 8 Sistema de rodillos de pares

cruzados [6]

Figura 6 Disposición de los equipos en la planta DSP de Corus IJmuiden en laminación semi-sin fin [17]

Descascarillador

Enfriamientointermedio

Enfriamientoultrarrápido

Descascarillador

TerminadorDevastadorHornotúnel

Bobinadoracarrusel

Tijerapéndulo

Colada continuade planchonesdelgados

Tijeravolante

Figura 7 Expansión térmica típica de un rodillo de trabajo para laminación convencional y semi sin fin [17]

Convencional

Semi sin fin

0 2.000 4.000Tiempo (s)

6.000 8.000

Expa

nsió

n té

rmic

a

tiempo de contacto con el material lami-nado (Figura 7).

Para compensar este efecto, se imple-mentó en todas las cajas un sistema de pares cruzados (Figura 8). En este caso el sistema es dinámico, porque permite variar el ángulo de cruce entre los rodi-llos aún bajo condiciones de plena carga durante la laminación, para mantener el control de la corona [17].

Cabe mencionar que recientemente, la planta de Lysteel informó haber obtenido el récord mundial de laminación con es-pesor fino, al haber producido chapa de 0,78 mm de espesor [19].

Conclusiones

En la laminación en caliente de chapas de acero, las demandas hacia produc-ciones más altas, un mayor espectro de productos y mejor calidad han impulsa-do el desarrollo y aplicación de diversas tecnologías, sea para la modernización de la capacidad existente, como para la instalación de nueva capacidad.

Para la producción de chapas finas se ha destacado la denominada laminación sin fin, practicada en algunos laminadores convencionales y en algunos de los lami-nadores que operan en línea con máqui-nas de colada continua de planchones delgados.

Es probable que este concepto crezca porque genera nuevos productos con menores costos.

73

Novedades tecnológicas en la laminación de chapas en calienteactualización tecnológica

Agradecimiento

Se agradece a los Ings. Hidenori Kuro-su, Kamagaya, Chiba, Japón; Andrés Vi-gliocco, Ternium Siderar Planta General Savio, San Nicolás, Argentina; Bruno Ho-ppe, AboutFurnaces, Porto Alegre, Brasil y a los Dres. Antonio Gorni, Usiminas Cubatão, Cubatão, Brasil y Joachim von Schéele, The Linde Group, Gases Divi-sion, Suecia, sus valiosos aportes para la preparación de este trabajo.

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Reciclado de materiales refractariosutilizados en la siderurgia




75

Introducción

Los materiales refractarios son impres-cindibles para la producción de arrabio y de acero. Se utilizan en los módulos de reducción directa, las coquerías, los al-tos hornos, el transporte de arrabio a las acerías, los convertidores al oxígeno, los hornos eléctricos, las cucharas de ace-ro, los repartidores de colada continua y otras unidades aguas abajo.

La demanda mundial de materiales re-fractarios fue estimada en 38,1 Mt para el año 2007 [1]. La producción mundial de acero crudo de ese año fue de 1.351 Mt [2]. Se ha estimado que la siderurgia consume unos dos tercios en peso de la producción de refractarios [3]. Esto impli-caría una utilización de 25 Mt de refrac-tarios y un consumo específico medio de unos 18 kg/t de acero. Este consumo es variable de región a región; en Euro-pa se estarían consumiendo 10 kg/t [3] y en China 30 kg/t [4]. Se estima que el material refractario que queda después del uso es el 30% del material aplicado [4], lo que dejaría una cifra de algo más de 7 Mt/año disponible para reciclado o depósito en terrenos.

Tomando la segunda mitad del siglo XX como parámetro, mientras la producción

siderúrgica se cuadruplicó, el consu-mo total de refractarios bajó a la mitad [3]. En esto han incidido la adopción de nuevos procesos para la producción de acero y las mejoras en la calidad de los refractarios y tecnologías de aplicación.

La generación de millones de toneladas de materiales refractarios de descarte supone un desafío importante para la performance ambiental de la industria siderúrgica. La adopción de prácticas de reciclado, por su complejidad, es espe-cífica de cada empresa. La experiencia ha demostrado que se requieren fuertes incentivos internos o externos para que se lleven a la práctica. En este artículo se discuten las características actuales del reciclado de materiales refractarios de uso siderúrgico y se presentan diversas experiencias exitosas de reciclado, en si-derúrgicas de Europa, Asia, los EE.UU. y América Latina.

Características del reciclado de materiales refractarios

La siderurgia utiliza principalmente re-fractarios magnesíticos, dolomíticos y sílico aluminosos. Existe una gran varie-dad de tipos, formas de fabricarlos, reci-

Sustentabilidad:


Los reactores en que se

producen o afinan el arrabio

y el acero y los recipientes

en que se los transporta,

necesitan indefectiblemente

estar revestidos con materiales

refractarios que soporten las altas

temperaturas del metal líquido.

Estos materiales se desgastan y

deben ser reemplazados. Una vez

extraídos los refractarios usados

y colocados los nuevos, queda

el problema de qué hacer con el

residuo generado.

Por Jorge Madías*

* Gerente de Metallon, Argentina.

76


pientes u hornos en que son utilizados y una amplia diversidad de prácticas ope-rativas, lo que hace que el reciclado sea complejo [5].

Durante su utilización, una parte del material refractario se disuelve en las escorias, el arrabio y el acero. Una vez terminada su vida útil, puede reciclarse interna o externamente o depositarse. Por ejemplo, para el caso europeo, se de-terminó la distribución entre los distintos destinos mediante un balance de masa (Cuadro 1).

Por reciclado interno se entiende la utili-zación del refractario descartado dentro de la siderurgia, por ejemplo como acon-dicionador de escoria de alto horno, con-vertidor u horno eléctrico. El reciclado externo significa en este caso que el ma-terial que es enviado desde la siderurgia a las compañías de reciclado y depósito se refiere al material enviado a un relleno directamente por la siderurgia.

Se considera que los ladrillos son más fáciles de reusar o de reciclar que los materiales monolíticos. Estos últimos se contaminan más fácilmente, presentan dificultades en la beneficiación, pueden no estar totalmente quemados, ser de gran tamaño (haciendo dificultosa la trituración) y tener incorporadas anclas metálicas. Pero, a su vez, en la produc-ción de monolíticos se encuentra la prin-cipal salida para el reciclado de materia-les refractarios recuperados.

El criterio de diseño de los refractarios se maneja en función de obtener la máxima performance; la aptitud para el reciclado no se tiene mayormente en cuenta [5].

Para implementar un programa de reci-clado de refractarios, deberían evaluarse los tipos y cantidades de refractarios que ingresan a la planta, las áreas en que se utilizan, las prácticas vigentes en la plan-ta para disponer de los refractarios y los costos correspondientes. Se deberían considerar opciones para la reutilización o la disposición de los materiales y cam-bios de proceso que pudieran reducir la cantidad de material descartado. Esta evaluación debería hacerse de acuerdo a las prioridades que se enumeran en el Cuadro 2 [5].

Los mayores consumos de refractarios corresponden al revestimiento de cucha-ras de acero, convertidores y alto horno/casa de colada. En la Figura 1 se presen-ta, para el caso de siderúrgicas integra-das europeas, la distribución porcentual por equipamiento.

En el Cuadro 3 se presenta un resumen de las vías de reciclado para las diversas

Destino del material refractario Porcentaje

Disolución en producto o subproducto 33%

Reciclado interno 25%

Reciclado externo 37%

Depósito 5%

Prioridad Acción

1 Reducción del consumo

2 Reutilización interna

3 Reutilización externa

4 Tratamiento

5 Relleno

Cuadro 1 Distribución del material refractario usado en la siderurgia europea [3]

Cuadro 2 Prioridades para la reutilización o disposición final de refractarios

usados [5]

Figura 1 Distribución porcentual del consumo de refractarios en distintos equipamientos siderúrgicos, para plantas integradas europeas [3]

áreas de la siderurgia, basado principal-mente en la experiencia europea.

En lo que hace al reciclado de refracta-rios como acondicionadores de escoria, se han desarrollado diversos programas de estudio. Cabe mencionar el llevado a cabo en los EE.UU. por el Centro de In-vestigaciones de Albany (ARC) y la Aso-ciación de Productores de Acero (SMA) [6], orientado a obtener un modelo de la saturación de las escorias de horno eléc-trico, para controlar adecuadamente el

contenido y tipo de sólidos precipitados en la escoria a la temperatura de trabajo, importante por diversas razones, princi-palmente para el mejor espumado de la escoria.

A continuación se comentan, basados en la literatura pública, algunos casos específicos de reciclado en siderúrgicas de Europa, Asia, Norteamérica y América Latina.

Repartidor / Colada continua7%

Transporte de arrabio6%

Alto Horno / Casa de colada21%

Desgasificadores4%

Cuchara de acero42%

Convertidores20%

77


Casos europeos

Entre los casos específicos publicados, vale la pena mencionar el programa lle-vado adelante por MEFOS, el centro de investigación de la siderurgia escandi-nava, con empresas de su región [8]. En SSAB Tunnplåt, en la planta de Luleå, se utilizaron ladrillos de convertidor de MgO-C triturados y zarandeados para separar la fracción de 5 a 25 mm, como sustituto parcial de la dolomita calcina-da (Figura 2). Para ello se los cargaba en grandes bolsas de 300 kg, a razón de uno por colada, junto con la carga de chatarra. Se agregaban 600 kg menos de dolomita y se adicionaba cal cálcica para reemplazar el CaO perdido. No se obser-varon diferencias en cuanto a la compo-sición de la escoria, el análisis del acero y el rendimiento metálico.

Otro caso incluido en el programa de MEFOS es el de la actual CELSA Armeringsståal, antes Fundia Bygg Mo i Rana, en Noruega. Se trata de una acería eléctrica que produce barras de refuerzo de hormigón. Intervino una empresa especialista en reciclado de refractarios, Norsk Ildfast Resirk (NIR). En este caso se utilizaron ladrillos dolo-míticos de cuchara como formadores de escoria en el horno eléctrico. NIR tiene una localización cercana a la planta, donde prepara los ladrillos por la vía de triturado, separación magnética y zaran-deado. Se trata de unas 1.000 t/año, que

Cuadro 3 Reciclado de refractarios en distintas áreas de la siderurgia, sobre la base de diversas fuentes

Reducción Coquería Reutilización de ladrillos de sílice para soldadura cerámica [7]

Estufa de alto horno La mayor parte se puede recuperar y reusar en la industria de refractarios [3] con relativa facilidad

Alto horno Los revestimientos de horno duran unos 20 años con reparaciones [3, 12] intermedias; la mayor parte de los refractarios se incorpora a la escoria; el material de piquera se consume en el uso; buena parte del material de canales se elimina con la escoria

Transporte de arrabio La vida de los revestimientos de alta alúmina para las vagones termo se ha [3, 12] prolongado de 400 cargas a 1.200 en las últimas dos décadas; se puede usar como aditivo para la escoria de cuchara

Acería Convertidores La vida de los revestimientos se prolongó; hasta el 60% se disuelve en la [3, 8, 12] escoria, el 20% se recicla como refractarios de convertidor y el 20% como aditivo para escoria de cuchara

Hornos eléctricos Se reutiliza en parte en el horno o la cuchara, para escoria de horno o para [8-11, 14, 18, 19] hormigón

Cucharas El grueso se disuelve en la escoria; una parte se puede reciclar para la [3, 8-12, 15, 18, 19] industria de refractarios (ladrillos de MgO-C) y otra (ladrillos dolomíticos, Al2O3 sin forma) se recicla internamente para escoria de horno o cuchara o fundente de alto horno, o en otras industrias

Desgasificadores RH Refractarios MgO-Cr2O3, con limitaciones para reutilización o reciclado; [3, 13] uso proyectable

Colada continua Reparación y reutilización de placas de válvula, o uso final como arena de [3, 11, 12, 20] relleno; reciclado de tubos de protección, barras tapón y buzas sumergidas para escoria de cuchara o para hormigón

Figura 2 Trozos de ladrillos de MgO-C de convertidor triturados

para su reutilización como aditivo para la escoria de convertidor en la planta de SSAB Tunnplat en Luleå [8]

se regresan a CELSA para ser deposita-das en silos con vistas a la carga en el horno eléctrico [8].

Dos plantas que se han equipado para el reciclado de refractarios en el horno eléctrico son las de Ferriere Nord [9] y Stefana [10], en Italia. Se trata de acerías eléctricas que producen barras de refuer-zo de hormigón y alambrón de acero al carbono. En ambos casos, el reciclado de los refractarios se hace en conjunto con el de la escoria de cuchara (Figura 3).

Los materiales refractarios utilizados son los provenientes del revestimiento dolo-mítico de la cuchara, el revestimiento proveniente de la demolición del repar-tidor y la solera del horno eléctrico. Los ladrillos extraídos del horno se reciclan en la industria de refractarios.

En este caso se dispone de inyectores es-peciales para la introducción de la mez-cla de escoria de cuchara y refractarios en el horno eléctrico.

78


Casos asiáticos

En Japón, debido a la falta de espacio para depositar los materiales usados, este problema ha sido encarado tempra-namente. Una de las experiencias publi-cadas corresponde a la acería eléctrica de Daido Steel en Chita [11]. Se trata de una planta de producción de aceros especiales, que al momento de la publi-cación producía 1,7 Mt/año, usando para el afino del acero convertidores AOD (Argon Oxygen Decarburization), hornos cuchara y desgasificadores por recircu-lación, colando el 70% de la producción vía colada continua y el 30% vía lingote. Mensualmente se generan 900 t de re-fractarios usados, de las cuales 650 son reciclables. Se consideran reciclables aquéllos cuya composición es conocida (no hay mezclas de materiales o conta-minaciones importantes). Entre los ma-teriales reciclables, algunos se usan tal cual y otros pasan por un proceso de mo-lienda y ajuste de composición.

Dos de los usos «tal cual» son como ma-terial para la escoria de cuchara y la es-coria de horno eléctrico. En el caso de la escoria de cuchara, al adicionar el refrac-tario, en el orden de los 3 kg/t, fue posible disminuir la adición de fluorita y eliminar la de cal dolomítica, pero hubo que subir la adición de cal cálcica (Figura 4). En términos de ataque sobre los refractarios de línea de escoria y de desulfuración, los resultados fueron comparables a los obtenidos sin reciclado.

Para los ladrillos dolomíticos utilizados en el revestimiento de los convertidores AOD se encontró un uso como fundente para la formación de escoria en los hor-nos eléctricos, sin que se alterara en con-tenido de Cr2O3 en la escoria, una variable clave para la economía de este proceso.

Las placas superiores de válvulas de cuchara se reparan mediante trabajado de la cara caliente e introducción de un inserto en el agujero desgastado y se reutilizan.

Ladrillos de MgO-C y MgO de algunas zo-nas del horno eléctrico con menor carga de calor se recirculan en el mismo horno, eliminando previamente la escoria o me-tal adheridos.

Finalmente, con el revestimiento de tra-bajo del repartidor se preparan hormi-gones magnesíticos y con los tapones porosos de cuchara usados se hacen apisonables aluminosos. Ambos se utili-zan en las cucharas de acero, en zonas no críticas (Figura 5).

Con todas estas medidas se ha logrado una recirculación interna del 58% de los materiales refractarios usados genera-dos en la planta.

Otro caso interesante es el de Nippon Steel. Con base en el objetivo de eliminar totalmente las emisiones, mediante las «tres R»: Reducir, Reusar, Reciclar, se de-sarrolló un programa desde el año 2001 hasta 2005, enfocado en el reciclado de refractarios.

Se presentan aspectos de la tecnología del reciclado, que se inicia con la clasi-ficación de los materiales en diversas categorías: MgO, Al2O3, refractarios con C, refractarios sin C, etc. Aún entre los refractarios clasificados puede haber tipos diferentes y trozos de hierro y es-coria; se los tritura en piezas de entre 200 y 400 mm de dimensión máxima, y se hace una nueva separación manual y magnética.

Figura 3 Disposición de los equipos para reciclado de refractarios y escoria

en el horno eléctrico de Ferriere-Nord [9]

Trozos demetal

Materialmagnético

Separadormagnético

GrillasRefractarios usados

Caja de enfriamento

Caja de enfriamento

Caja de enfriamento

Escoria de cuchara

Mezclabásica

Material granuladopara otros usos

Silo

Zaranda

Figura 4 Consumo de fundentes en el horno cuchara, para la operación

convencional y la operación con ladrillos usados [11](n = números de coladas)

0

20

40

60

80

100

120

Operación convencional

Cal cálcica

Operación con ladrillos usados

100 (n=71)

Can

tidad

de

fund

ente

s en

el

horn

o cu

char

a (ín

dice

)

107 (n=116)

6074

2815

12 18

Fluorita Cal dolomítica Ladrillos usados

Figura 5 Corte de cuchara de la planta Chita

de Daido Steel, mostrando las zonas en que se utilizan refractarios y apisonables basados en materiales recuperados [11]

Hormigón magnesítico

Apisonable aluminoso

79


Para la separación del hierro, Nippon Ste-el adoptó el sistema de separación por suspensión magnética. Hay dos tipos, uno más adecuado para trozos peque-ños y otro para trozos grandes o cuando el proceso de separación es prolongado. Para establecer la fuerza magnética ne-cesaria, se mezcló una cantidad definida de trozos de hierro de entre 5 y 10 mm con trozos de refractario de cuchara de las mismas dimensiones y se sometió la mezcla a separación magnética variando la fuerza; se encontró que el hierro total se reducía al 2% o menos con una fuerza magnética de 12.000 Gauss o más [12]. Cada planta de Nippon Steel adoptó el tipo de sistema y la fuerza magnética se-gún sus condiciones operativas específi-cas y el tipo de refractario procesado [12].

Figura 6 Esquema de sistema de separación de escorias y metal por color [12]

Figura 7 Equipamiento utilizado para la trituración de los refractarios usados, dependiendo del tipo de material

y del tamaño objetivo [12]

Escoria, metal

Cinta transportadora

Alimentador

Cámara CCD

Tobera de aire

Decisión/Blanco o negro

Presión de aire

Para la separación de la escoria se intro-dujo un sistema basado en la diferencia-ción por color, usado en la industria ali-menticia para separar materiales extra-ños de cereales o frijoles. El sistema usa aire a presión para clasificar materiales con un fuerte contraste entre blanco y negro. Este sistema es especialmente efectivo para separar trozos de arrabio o acero y de escoria, de colores oscuros, de trozos de material aluminoso, de color claro (Figura 6).

En el siguiente paso, se tritura el material a reciclar para obtener un tamaño menor de 20 mm. Según el tipo y el tamaño, se usa energía de impacto, de compresión o de corte (Figura 7).

Para la separación en fracciones granu-lométricas predeterminadas se dispone de sistemas estándar de zarandas con vibradores horizontales y verticales si-multáneos.

Un problema crítico es el de la genera-ción de polvo, en las diversas etapas del proceso. Todo el equipamiento utilizado está cubierto para prevenir emisiones y hay un sistema de recolección de polvos para extraerlo. El polvo recolectado se recicla para la producción de ladrillos paisajísticos.

Una vez triturados, los materiales son almacenados temporariamente. Cuando se los agrega al refractario monolítico en el lugar de uso, no requieren secado

Impacto CorteCompresión

80


Figura 8 Concepto de adición de materiales reciclados en hormigones refractarios [12]

Figura 9 Evolución del destino de los refractarios usados en las plantas de Nippon Steel, entre 2001 y 2005 [12]

Tamaño de partícula (mm)

Dis

trib

ució

n (%

)

Material virgen Material reciclado

2005

2001

20%

Refractarios

40% 60% 80% 100%

32,2 38,2 29,6

10,9 11,4 37,4 40,1

Acondicionadores de escoriaMateriales para pavimento Depósito

previo. Pero los que se usan por ejemplo para reparación en caliente, se mezclan en seco y se colocan en un tanque para la máquina de reparación en caliente. Si el material a reciclar estuviera húmedo, habría riesgo de reacciones de endureci-miento en la espera hasta el uso. Por esta razón se utiliza un horno rotativo para el secado del material reciclado antes de mezclarlo [12].

El manejo de la granulometría es el si-guiente: la fracción más gruesa corres-ponde al material reciclado (Figura 8). Para los hormigones se usa la fracción de 5 a 20 mm o la de 1 a 5 mm, según el uso. Para los materiales proyectables húmedos, se agrega la fracción de 1 a 5 mm; en cambio, para los proyectables de

aplicación en seco, se agrega la fracción menor de 1 mm.

A medida que la proporción de material reciclado aumenta, en el caso de los hor-migones, debe agregarse más agua y el material obtenido resulta más poroso; la resistencia a la abrasión será menor; esto lleva a determinar un tenor máximo de material reciclado adicionado, que pa-recería estar en el orden del 20%.

Como a medida que se producen varios ciclos de reciclado el porcentaje de im-purezas va en aumento, se sigue un cri-terio de ir reciclando para aplicaciones menos exigentes (one rank down).

En la Figura 9 se presenta el cambio en los porcentajes reciclados desde 2001,

año en que la empresa comenzó el pro-grama de reciclado de refractarios, hasta 2005, en que fue completado en Muro-ran, Kimitsu, Nagoya, Yawata y Oita. Se logró eliminar el depósito de refractarios en terrenos y se redujo significativa-mente la utilización como material para pavimentos. Como se deduce de las ins-talaciones descritas, estos logros han re-querido de una inversión importante en equipamiento.

La siderurgia china, por sus volúmenes de producción y por los altos consumos específicos de refractarios, tiene frente a sí, como en otros campos, un desa-fío ambiental muy grande. Baosteel ha dado pasos en ese sentido. Por muchos años se han reciclado los ladrillos de

81


Figura 10 Diagrama de flujo del reciclado de refractarios en una planta integrada estadounidense no identificada [5]

Figura 11 Diagrama de flujo del reciclado de refractarios en una acería eléctrica estadounidense no identificada [5]

Refractarios usados

No magnético

Magnético

Cuchara (AI2O3-SiO2)a contratista interno

Alto hornopara desulfuración

< 9,5 mm: A planta de sinter< 50,8 mm: A alto horno como fundente> 50,8 mm: A BOF para recuperación de hierro

< 50,8 mm: A alto horno para desulfuración o como inerte para pavimento> 50,8 mm: Inerte para hormigón

< 9,5 mm: A planta de sinter9,5 - 50,8 mm: A alto horno como fundente25,4 - 50,8 mm: A BOF para recuperación de hierro

No magnético

BOF (MgO-C)a contratista interno

No magnético

Vagón termo (AI2O3-SiO2)a procesador externo

Clasificación manual

Ca-MgO

Triturado/Mezclado

• Aditivo para escoria de horno eléctrico

MgO-C

Triturado/Mezclado

• Material proyectable para reparaciones

Al2O3-SiO2

Triturado/Mezclado

• Proyectable/Concreto• Material pata tapa de repartidor• Aditivo para escoria de cuchara

Refractarios usados

MgO-Cr2O3 de los desgasificadores RH en el material proyectable, en una pro-porción del 20% para reparaciones en este mismo equipo [13].

En Irán se ha llevado a cabo recientemen-te una investigación orientada al recicla-do de ladrillos de MgO-C de hornos eléc-tricos y de cucharas, en la producción de hormigones y proyectables refractarios, con resultados que mostrarían que se po-dría adicionar para esos productos hasta el 30% de material reciclado sin perder propiedades [14]. Ya se han comenzado a producir comercialmente para aplica-ción en algunas plantas locales [15].

En Australia se realizó un estudio similar orientado a los refractarios de alúmina-

carbono utilizados en las buzas sumergi-das de colada continua [16].

Casos estadounidenses

El Departamento de Energía, junto con la Steel Manufacturers Association y veinte empresas siderúrgicas y de ma-teriales refractarios, han financiado una investigación al respecto, focalizada en la utilización de refractarios de MgO-C usados para la modificación de la esco-ria en los hornos eléctricos de arco [2]. Si bien varias empresas de servicios en los EE.UU. han intentado esta vía de recicla-do, en muchos casos la práctica ha sido discontinuada por problemas con la su-

presión de polvo. El material debería ser lo suficientemente fino como para disol-verse en la escoria sin dificultades, pero no tanto que sea arrastrado por los siste-mas colectores de polvos, modificando la composición de éstos y bajando su valor, dado por el contenido de óxido de zinc.

Se han relevado en la industria estado-unidense variados esquemas de reci-clado [5]. En la Figura 10 se presenta, a título de ejemplo, el caso de una planta integrada y en la Figura 11, el caso de una acería eléctrica basada en chatarra. En este último tipo de plantas hay menos opciones para el reciclado. En el mer-cado actúan empresas especialistas en el reciclado de refractarios, como es el caso de Maryland Refractories Co. [17].

82


Figura 12 Distribución de los refractarios de acería y reducción por función

o por composición química, para acerías integradas y mini acerías de Brasil [20]

Casos latinoamericanos

Si bien en América Latina se han hecho esfuerzos importantes en lo referente al reciclado de materiales refractarios no abundan las publicaciones al respecto.

En la región influyen las características del mercado. En segmentos donde tanto los productores de refractarios como los usuarios están fragmentados en empre-sas medianas y pequeñas, se han gene-rado servicios que tienden a concentrar y clasificar los residuos para luego deri-varlos para su reutilización. En el caso de grandes empresas de refractarios, el re-ciclado ha tomado formas más directas, siendo parte del servicio brindado por la propia empresa proveedora de refracta-rios [18].

El máximo productor de acero de la re-gión, Brasil, tiene un consumo específi-co de refractarios que se ha estimado en 8,4 kg/t en 2004 [19]. Como es sabido, en este país predominan las plantas integra-das (76% de la producción total). En la Figura 12 se presenta la distribución por características químicas o por función, de refractarios de descarte generados en Brasil, incluyendo tanto las plantas inte-gradas como las acerías eléctricas [20].

Algunas de las rutas adoptadas en Brasil para la reutilización o el reciclado de los

A-SiC-C: alúmina-carburo de silicio-carbono; A-M-C: alúmina-magnesita-carbono.

refractarios de descarte se resumen en el Cuadro 4.

Entre las experiencias de otros países la-tinoamericanos, la que ha alcanzado ma-

yor difusión es la de ArcelorMittal Lázaro Cardenas, que recicla en uno de los hor-nos eléctricos ladrillos molidos de MgO-C provenientes de los cuatro hornos [21].

A-SiC-C9%

Otros2%

MgO-C15%

SiO2-Al2O312%

A-M-C8%

Palomita18%

Control de flujo10%

Hormigones22%

Magnesia-Cromo4%

Cuadro 4 Reutilización y reciclado de algunos tipos de refractarios de descarte en Brasil [20]

Tipo de refractario Origen Utilización

Dolomita Cucharas de acerías eléctricas Al enfriarse en contacto con la humedad del aire se hidrata y desintegra, dificultando la separación de los ladrillos de MgO-C de la línea de escoria; se la recicla en la planta como acondicionador de escoria o se la mezcla con escoria que sufre posteriormente estabilización y se usa como base de pavimentos o inerte para hormigón

Magnesia-carbono BOF y línea de escoria de cucharas Acondicionadores de escoria para BOF o aditivos para espumado de escoria en hornos eléctricos, debido a la basicidad y el tenor de carbono

Magnesia-cromo RH y VOD Reciclado por electrofusión; aunque de alto costo, garantiza la remoción de impurezas y regenera los granos

Hormigones y ladrillos sílico aluminosos Todas las áreas Muy heterogéneos y contaminados. La separación y clasificación es muy dificultosa y a veces imposible. Se reciclan en hormigones de menor calidad mediante un proceso para hacer bloques para pavimentos


83

Se indican los fundamentos del diseño de las escorias, teniendo en cuenta la necesidad de saturar la escoria en MgO a la temperatura de trabajo, para limitar el ataque de los refractarios. El tenor de MgO requerido para la saturación de la escoria disminuye con el aumento del te-nor de CaO, la disminución del tenor de FeO y de la temperatura. Es usual para analizar la formulación de la escoria de horno eléctrico, utilizar los diagramas de-sarrollados por el Dr. Eugene Pretorius, en términos de los tenores de FeO y MgO en la escoria, para una basicidad y una temperatura dadas (Figura 13). La zona ideal sería aquella donde haya una leve saturación de la escoria en MgO, con el menor tenor de FeO para evitar la pérdida de metálicos en la escoria.

En la acería, al momento de implementar el reciclado, se generaban unas 5.000 t/año de refractarios de descarte, 1.200 t de los hornos y 3.800 t de las cucharas. Una

empresa contratada procesa este mate-rial. Se separa manualmente el fondo de las cucharas, de material aluminoso que no se recicla. Los trozos de material mag-nesítico de más de 200 mm se apartan para ser reutilizados en el borde libre de las cucharas. El resto del material mag-nesítico se tritura procurando obtener una dimensión de menos de 3 mm. Se estima que la absorción del material se ve favorecida por la carga continua junto al hierro esponja. Se carga hasta 1 t, en el tramo inicial de la carga continua de hie-rro esponja, coque y cal, a razón de 150 kg/min. En función de resultados com-parativos en dos hornos, uno con esta práctica y otro con la práctica usual, se observa un beneficio económico en tér-minos de consumo de energía eléctrica, duración de los refractarios y ahorro de fundentes, de 1,25 USD/t, descontado ya el costo de procesamiento del material reciclado, de 0,12 USD/t [21]. Las mejo-ras en consumo de energía eléctrica se

atribuyen a la obtención de una mejor calidad de escoria espumosa.

TenarisSiderca ha presentado reciente-mente una experiencia similar [22].

Hay una larga experiencia regional en el reciclado de placas de válvulas deslizan-tes de cuchara y repartidor [23].

Conclusiones

Hay un interés creciente en la reutiliza-ción y el reciclado interno y externo de los materiales refractarios utilizados en la siderurgia, impulsado por aspectos re-gulatorios y económicos. Hay empresas que han llegado a eliminar totalmente el relleno con refractarios usados, en terre-nos propios o de terceros. Los pasos en esta dirección requieren de inversiones para ser exitosos y tener continuidad en el tiempo.

Figura 13 Corte isotérmico a 1.600°C del diagrama de estabilidad CaO-SiO2-MgO-FeO para una relación

CaO/SiO2 de 1,5 [21]

Izquierda: Datos de coladas del horno 3, con adición de ladrillos de reciclo.Derecha: Datos de coladas de los hornos 1, 2 y 4, con la práctica convencional [21]. MW: magnesio-wustita; C2S: silicato dicálcico.

00

2

4

6

8

10

12

14

16

18

5 10 15 20 25

FeO (%)

Zonaideal

MW +C2S + Liq

C2S + Liq

MgO saturation line

MW + Liq

Líquido

MgO

(%)

30 35 40 45 50 55

0,95 < B3 ≤ 1,73

00

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Agradecimientos

Se agradece a los Ings. Ricardo Baruzzo, Vesuvius Argentina S.A., Rosario, Argen-tina; Norberto Bellandi, RASA Refracta-rios Argentinos S.A., Ramallo, Argentina; y Roberto Wagner, Roberto Wagner S.A., Buenos Aires, Argentina, y los Dres. Ala-mar Kasan Duarte, Yamagata Consulto-ría, Belo Horizonte, Brasil, y Charles Se-mler, Semler Material Services, Tucson, EE.UU., la colaboración prestada para la preparación de este artículo.

Referencias

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[5] Bennett, J.P.; Kwong, K.S.; Oxnard, R.T.; «Evaluating practices to reuse/recycle spent refractory materials in the steel industry». 2001 Electric Furnace Confe-rence Proceedings, pp. 299-308.

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[11] Takahashi, H.; Tsuno, M.; Hayaishi, M.; «Recycing of used refractories in an electric steelmaking shop». Journal of the Technical Association on Refracto-ries, Japan, 20 (4), 2000, pp. 249-253.

[12] Hanagiri, S.; Shimpo, A.; Inuzuka, T.; Matsui, T.; Aso, S.; Matsuda, T.; Naka-gawa, H.; «Recent improvement of re-cycling technology for refractories». Ni-ppon Steel Technical Report No. 98 July 2008, pp. 93-98.

[13] Tian, Sh.; Yu, Y.; «Reuse and reproduc-tion of used refractories»; China’s Re-fractories, Vol. 15, No. 1, 2006, pp. 21-24.

[14] Arianpour, F.; Kazemi, F.; Golestani Fard, F.; «Characterization, microstructure and corrosion behavior of magnesia refracto-ries produced from recycled refractory aggregates». Minerals Engineering Vol. 3, Issue 3, February 2010, pp. 273-276. Special issue: Sustainability, Resource Conservation & Recycling.

[15] Farzin Arianpour, comunicación privada, marzo 2010.

[16] Ikram-ul Haq, M.; Khanna, R.; Koshy, P.; Sahajwalla, V.; Saha Chaudhury, N.; «Recycling alumina-carbon refractory waste in steelmaking: Mechanisms of refractory degradation». AISTech 2009 Conference Proceedings Volume I, pp. 1.

[17] http://www.mrcgrog.com/recyclingservi-ces.html visitado marzo 2010

[18] Vanola, A.; Bellandi, N.; «Refractarios, medio ambiente y recursos naturales». ALAFAR 2008.

[19] Duarte, A.K.; Bittencourt, P.R.H. «A in-dústria de refratários na América Lati-na». XXXIII Congreso ALAFAR, Cartage-na, Colombia, 2006.

[20] Sá, R.G.; Lenz, G.F.; Bittencourt, L.R.; Brant, P.O.; Figuereido, A.; Lima, D.F.; Lee, W.E.; «Recycling of spent refracto-ries from metallurgical processing: ma-nagement and technological approach». 8th UNITECR, Dresden, Alemania, Sept-ember 2007.

[21] Lule González, R.G.; López Acosta, F.; Rodríguez Tapia, R.; Conejo Nava, A.M.; «Recycling MgO-C Refractory in the EAF of Mittal Steel Lázaro Cárdenas». Iron & Steel Technology, February 2006, pp. 76-84.

[22] Cabral Boquet, L.; Sabugal, J.; Ortega, J.; Torga, G.; Gimenez, A.; «Evaluación del uso de ladrillo molido en horno eléctrico de arco». 17ª Conferencia de Acería del IAS, Campana, Argentina, Noviembre 2009, pp. 52-62.

[23] Baruzzo, R., comunicación privada, mar-zo 2010.

Recuperación de energíaen hornos eléctricos de arco




8634

Introducción

En su más de un siglo de existencia, los hornos eléctricos de arco han evolucio-nado radicalmente, tanto en los aspectos tecnológicos como en la función que cumplen y los tipos de acero que produ-cen. Desarrollados para producir aceros especiales, con requerimientos de altas temperaturas para la fusión de ferroalea-ciones, penetraron luego en la década del ’60 en las miniacerías, acompañan-do a las máquinas de colada continua de palanquillas, para la producción de barras de refuerzo de hormigón y alam-brones de aceros al carbono. En las dé-cadas del ‘80 y el ’90 se produce un nue-vo salto, acompañando la introducción de las máquinas de colada continua de planchones delgados, para la fabricación de productos planos de aceros al carbo-no y de alta aleación.

Paralelamente a la ampliación de su campo de aplicación, se los fue dotando de tecnologías que permitieron acercar sus tiempos de proceso a los de las ace-rías al oxígeno. La escoria espumosa y los paneles refrigerados hicieron posible el uso de ultra alta potencia. Se incorporó la energía química, inicialmente median-te lanzas y actualmente mediante inyec-tores. Los métodos de control se fueron haciendo cada vez más sofisticados. Con

la incorporación de la metalurgia de cu-chara, la función del horno se centró en la fusión de la carga, siendo el eje de la productividad de las acerías. Actualmen-te los hornos eléctricos de arco son po-derosas máquinas de reciclar acero, que hacen la tercera parte de la producción mundial, con una menor emisión de ga-ses de efecto invernadero con respecto a la ruta basada en altos hornos y acería al oxígeno.

Pero es inherente al proceso una signifi-cativa pérdida de energía, principalmen-te a través de los gases de escape. En la Figura 1 se presenta un balance de ener-gía típico de un horno eléctrico moderno [1].

Se observa que cerca de un tercio de la energía ingresada se pierde en los gases de escape, en forma de calor sensible y energía química. Una distribución simi-lar ocurre en las acerías al oxígeno. En este campo, el tema está más avanzado y hay una cantidad importante de acerías, sobre todo en Europa y Japón, que recu-peran el calor de los gases para generar vapor.

En la actualidad, el esfuerzo en los hor-nos eléctricos, desde el punto de vista energético, se centra en disminuir el consumo total de energía más que en recuperar la energía perdida. Es mejor

Sustentabilidad:


En la medida que los hornos

eléctricos de arco se acercan a

su eficiencia energética teórica,

disminuyendo su consumo

específico de energía eléctrica

y química, empieza a presentar

interés la posibilidad de recuperar

la energía que se pierde en

los gases de escape. Se están

comenzando a discutir las

posibles alternativas tecnológicas

y surgen las primeras experiencias

industriales.

Por Jorge Madías*


87


35

usar 1 kWh menos que recuperar 1 kWh [2]. Sin embargo, esto tiene un límite. En la medida que los hornos se modernizan, se acercan a ese límite. Esto hace que se empiece a poner la mirada en la posibili-dad de recuperar la energía.

Este problema no es sencillo de resolver, dado que la liberación de calor a los ga-ses de escape es muy variable a lo largo de la colada (Figura 2).

Se ha introducido la recuperación del ca-lor de los gases para el precalentamiento de la chatarra en los procesos con car-ga continua (Consteel) y en los procesos con cubas por sobre la bóveda (finger shaft furnace) [1].

Se están proponiendo soluciones para la recuperación de la energía de los ga-ses en la generación de vapor, median-te diversos esquemas que comienzan a aplicarse industrialmente en hornos eléctricos.

En este trabajo se detallan los diversos esquemas propuestos para resolver el problema.

Figura 1 Balance de energía para un horno eléctrico con prácticas modernas [1]

Figura 2 Pérdidas instantáneas de energía a los gases de escape a lo largo de dos coladas [1]

Total: 704 kWh/t

Energía eléctrica

Oxidación del carbono

Quemadores de gas natural

Oxidación del metal

Volátiles de la chatarra

Consumo de electrodos

391

kWh/t

159

35

59

47

13

56%

23%

5%

8%

7%

2%

Energía calorífica y sensible de los humos

Bóvedas y paneles

Escoria

Acero

Misceláneo

254

kWh/t

45

51

350

4

36%

6%

7%

50%

1%

Pér

dida

inst

antá

nea

(kW

)

0

20

40

60

80

100

120

Pér

dida

inst

antá

nea

(kW

)

Tiempo

4/23/2008 1:40 4/23/2008 1:55 4/23/2008 2:09 4/23/2008 2:24 4/23/2008 2:38 4/23/2008 2:52 4/23/2008 3:07 4/23/2008 4:48 4/23/2008 4:55 4/23/2008 5:02 4/23/2008 5:09 4/23/2008 5:16 4/23/2008 5:24 4/23/2008 5:31 4/23/2008 5:38

Tiempo

0

20

40

60

80

100

120

Recuperación para el precalentamiento de la chatarra

Se ha estimado por una fuente indepen-diente, sobre una base de datos de fun-cionamiento de una cantidad importante de hornos eléctricos, que la energía recu-perada debido al precalentamiento de la chatarra está entre 30 y 50 kWh/t [3]. Se analiza separadamente la recuperación de energía en la carga continua de cha-tarra y en cubas.

Recuperación en carga continua de chatarra

Es el proceso más extendido industrial-mente para recuperar parcialmente la energía perdida en los gases de escape chatarra. Conocido bajo el nombre de Consteel, fue inventado por el Ing. Juan Vallomy, ex Gerente de acería de Siderca, Campana, Argentina. Se han celebrado recientemente los primeros 20 años de su aplicación. A la fecha de la celebra-ción había 36 hornos en operación, con

una capacidad instalada de más de 30 Mt anuales [4].

El proceso Consteel ha sido descrito en diversas oportunidades [5]. La chatarra se carga mediante grúas directamente dentro del transportador y se mueve ha-cia el horno a través de un movimiento de deslizamiento y pegado. En la última sección del transportador, la chatarra in-gresa al túnel de precalentamiento, don-de los gases que salen del horno fluyen sobre la carga metálica y le transfieren parcialmente su calor. Luego la chatarra sólida cae sobre el acero líquido y se fun-de; el pie líquido se mantiene en tempe-ratura mediante la acción del arco eléc-trico, que trabaja siempre sobre un baño plano cubierto por escoria espumosa (Figura 3).

Para recuperar parte de la energía quí-mica de los gases de escape, quemando el CO, se inyecta aire en forma controla-da en el túnel precalentador [7] (Figura 4). Parte de la energía química derivada de la poscombustión de CO se produce dentro del horno y el resto dentro del túnel. Es esencial definir cómo dividir la

88


36

poscombustión entre el horno y el túnel, para obtener la máxima recuperación de la energía del gas.

Una investigación realizada en el marco de la Unión Europea, con participación de la siderúrgica Ori Martin, Techint y el Centro Sviluppo Materiali (CSM), se abor-dó en detalle el tema de la recuperación de calor en este proceso. Se modelaron las relaciones entre las condiciones operativas y el perfil de temperatura de la chatarra dentro del túnel; luego se usaron los modelos para diseñar prácti-cas operativas óptimas con vistas a au-mentar la relación de energía química a energía eléctrica. Finalmente se evaluó el impacto ambiental de las nuevas prácti-cas [8].

La instalación Consteel estándar tiene termopares en diferentes localizaciones dentro del túnel, un analizador de oxíge-no en la salida de gas del túnel de pre-calentamiento y medidores de flujo para cada inyector de aire. A los efectos de la investigación, se modificó en la planta de Ori Martin la conexión entre el horno eléctrico y el túnel para limitar el ingreso de aire. Se analizó el gas a la entrada y salida del túnel mediante sensores y con un espectrómetro de masa. Además, se midió la temperatura de la chatarra a dis-tintas alturas en el transportador, usando termopares fijados a un marco que se cubría con chatarra. En la Figura 5 se presenta un ejemplo de esta medición.

Entre los factores que favorecieron el au-mento de la temperatura de la chatarra durante el precalentado estuvieron:

• La inyección de aire en el lado horno eléctrico del túnel, en lugar de distri-buida a lo largo del mismo;

• El mantenimiento de un nivel de oxí-geno mínimo en el gas que sale del túnel (6% al 8%);

• -sa al túnel;

• El aumento en la concentración de CO en el gas de escape del horno eléc-trico hasta un valor máximo correspondiente a una relación CO2/(CO+CO2) de 0,25.

Es evidente la interrelación existente en-tre la operación del horno y el precalen-tamiento en el túnel. Una poscombustión parcial en el horno y una poscombustión final en el precalentador permiten mini-mizar el consumo de energía eléctrica. En la Figura 6 se presenta el balance de energía para el sistema horno eléctrico-precalentador sin poscombustión en el horno eléctrico y en la Figura 7 con poscombustión en el horno. La recupera-ción de energía en el primer caso es de 25 kWh/t y en el segundo de 38 kWh/t,

Figura 3 Instalación Consteel típica [6]

Gas deescape

Chatarra

Arrabio

FundentesCarbón

Chatarra

24 m

Chatarracalentada

GasGas

Oxígeno

Argón

Aire nocontrolado

Pérdidas de calor

Aire nocontrolado

HORNO

HORNO

Aire delsello

dinámico

Aire inyectado

Figura 4 Diagrama de flujo del proceso Consteel [9]

0

0 5 10 15Distancia desde la entrada de chatarra en el túnel (m)

Superficie

10 cm deprofundidad

30 cm deprofundidad

20 25 30

100

200

300

400

500

Tem

pera

tura

(°C

)

600

700

800

900

1.000

Figura 5 Medición de la temperatura a diferentes profundidades en la camada de

chatarra durante el pasaje por el túnel de precalentamiento [8]

89


cifras que están en el orden de las men-cionadas anteriormente, obtenidas como promedio de diversos hornos.

El primer horno Consteel en América Latina está siendo instalado en Jecea-bá, Estado de Minas Gerais, Brasil, en la planta de Vallourec Sumitomo [10].

Recuperación en cuba

Otro proceso de precalentamiento de chatarra aprovechando el calor de los gases de escape que alcanzó cierta difu-sión es el de los denominados shaft fur-nace, desarrollado por Fuchs e instalado por primera vez en 1988 en Danish Steel Works, Dinamarca. Hasta mediados del año 2000 se habían instalado 30 hornos [11]. Hay también una variante japonesa desarrollada por JFE Engineering, bajo la denominación ECOARC, que opera en la planta de Kishiwada Steel Co. [12].

A título de ejemplo, se presenta en la Figura 8 el aspecto externo de un horno Fuchs [13], y en la Figura 9 un esquema de un horno de este tipo instalado en NatSteel, Singapur [14].

Mientras se está afinando el acero en el horno, se carga la cuba con chatarra para su precalentado. Luego se realiza el sangrado, se prepara el horno para la si-guiente colada y se introduce la primera carga precalentada. Se hace una segun-da carga en la cuba, que se precalienta a medida que se funde la primera carga, luego se introduce en el horno la segun-

Ninguna poscombustiónde CO a CO2 en el horno

Optimización de lainyección de aire

34 kWh/t

256 kWh/t

O2 libre concreto

O2

Carbono

181 kWh/t

Chatarra

Gas (CO)Chatarra24 kWh/t

Arc

o43

0 kW

h/t

Energíaquímica

290 kWh/t

Gas

Figura 6 Balance de energía para el sistema horno - precalentador,

sin poscombustión de CO en el horno y alta eficiencia en el precalentado de la chatarra [8]

Figura 7 Balance de energía para el sistema horno - precalentador,

con poscombustión de CO en el horno y alta eficiencia en el precalentado de la chatarra. El nivel de poscombustión en el horno es de 0,33 [8]

Con poscombustiónde CO a CO2 en el horno

Optimización de lainyección de aire

34 kWh/t

214 kWh/t

O2 libre concreto

O2

Carbono

139 kWh/t

Chatarra

Gas (CO+CO2)Chatarra38 kWh/t

Arc

o43

0 kW

h/t

Energíaquímica

290 kWh/t

Gas

Sistema de retenciónde chatarra compuesto

por 11 dedos refrigeradospor agua

Electrodo de 28“,500 V 80 KA

Humos calientes

Ánodo inferior

Figura 9 Esquema de shaft furnace instalado en NatSteel, Singapur [14]

Figura 8 Horno eléctrico de arco con cuba de precalentamiento de chatarra

(shaft furnace) [13]

90


da carga precalentada y se hace su fu-sión y el afino de la colada (Figura 10).

Dos aspectos discutidos de esta tecnolo-gía son los dedos que sostienen la chatarra en la cuba, mientras es precalen-tada y la posibilidad de formación de dioxinas en los gases de salida. Mien-tras la tecnología de los dedos ha ido evolucionando favorablemente, el tema ambiental parecería requerir inversiones adicionales y/o limitaciones en los tipos de chatarra utilizable [16].

En América Latina se han instalado dos hornos de estas características, en la plantas de Ternium México de Puebla y Monterrey [17].

Recuperación para producción de vapor

Se estima que la producción de vapor es la mejor alternativa para la recuperación de calor. Entre otras razones están las si-guientes [2]:

• El vapor puede usarse para diversos propósitos (vapor de proceso, calen-tamiento, operación de compresores, generación de energía eléctrica).

• Puede tener un rango amplio de tem-peraturas (como las temperaturas del gas de escape, las temperaturas del vapor pueden ser variables).

• Es relativamente fácil de transportar.

• El agua es una base barata y no tóxi-ca.

• Se trata de una tecnología probada.

Para transformar la energía del gas de escape a alta temperatura en vapor se utiliza la tecnología ECS, sistema de en-friamiento por evaporación. El conducto de salida de gases es de construcción tubular, muy similar al conducto con-vencional. La diferencia principal es que se conduce en las cañerías agua pre-surizada a una temperatura cercana al punto de ebullición correspondiente a la presión que tiene. La combinación de temperatura y presión elegida está de-terminada por los parámetros del vapor requerido en la planta; los valores típicos están entre 13 bar/192°C y 28 bar/230°C. Las presiones más altas son para la ope-ración de turbinas a vapor [2].

El agua cercana al punto de ebullición absorbe la energía del gas de escape por evaporación. El proceso físico de evapo-ración consume mucha más energía que calentar agua, por ejemplo a 20°C más. El sistema ECS se diseña para la evapo-ración parcial del agua; típicamente, del 5% al 12% se evaporará bajo condicio-nes de operación normales. Un sistema

ECS con el 12,5% de vapor en peso en la corriente de regreso, requiere 35% me-nos de agua fría de enfriamiento, lo que implica cañerías y bombas menores.

Los conductos de gas de escape del sis-tema ECS trabajan con transferencia de calor por radiación, que es eficiente por arriba de los 600°C. Por debajo de esta temperatura, la transferencia por con-vección es más eficiente. En otras pala-bras, por debajo de 600°C conviene utili-zar una caldera de calor residual (waste heat boiler) (Figura 11). Para un horno eléctrico, debido a la gran carga de pol-vo de los gases del horno, el diseño de la caldera debería ser muy cuidadoso.

Este concepto se ha aplicado a dos hor-nos eléctricos de arco sumergido, para la producción de ferrocromo, en una empresa de Turquía (Figura 12). El vapor generado se destina a la producción de electricidad vía generadores, con una ca-pacidad total de unos 5 MW [18].

La tecnología ECS se ha aplicado desde la década del ’80 en los convertidores al oxígeno y en los hornos de precalenta-miento de vigas galopantes. En el campo de los hornos eléctricos hay una sola ex-periencia publicada, que es la de Georgs-marienhütte en Alemania (Figura 13). Esta planta operaba con alto horno y ace-ría al oxígeno y disponía de un sistema de recuperación de calor en el convertidor. En 1996 pasó a operar con un horno eléc-trico de arco. El sistema de recuperación

existente en el convertidor fue instalado en el horno eléctrico. Debido a la produc-ción semicontinua, el vapor producido no era reutilizado.

En al año 2007 el sistema fue reemplaza-do por uno más moderno, a los efectos de utilizar el vapor en la operación de un desgasificador y otros usos menores, re-emplazando el producido en una caldera alimentada con gas natural [2]. El princi-pal desafío era obtener una producción de vapor regular, manejando eficiente-mente los peaks de energía. En la Figura 14 se presenta la producción de vapor a lo largo de cuatro coladas. Los peaks de producción de vapor, de 75 t/h, triplican la producción promedio, de 20 t/h.

La operación normal del horno crea es-pacios de 10 a 20 minutos sin aplicación de energía eléctrica, lo que lleva a una producción de vapor prácticamente nula. El desgasificador, a su vez, sigue al hor-no eléctrico con una demora de un ciclo; cuando el horno deja de producir, todavía queda una colada esperando para ser procesada en el desgasificador.

Este problema se resolvió con las si-guientes particularidades en el diseño:

• El sistema ECS fue diseñado levemen-te más grande que lo necesario para el enfriamiento de los gases; por lo tanto, el agua adicional tenía un exce-so de capacidad de almacenar ener-gía.

Figura 10 Ciclo operativo de un horno eléctrico de arco con cuba con dedos [15]

1ra carga

2da carga

Fusión

Afino yprecalentado

Sangrado

Preparacióndel horno

91


Figura 11

Esquema de la recuperación de calor en dos etapas para un horno eléctrico [2]

Figura 12 Recuperación de calor mediante caldera de calor residual en dos hornos eléctricos

de arco sumergido de la planta de Eti Krom, Turquía [19]

Salida de vaporTambor de vapor

~200°C ~600°C máx. 1.500°C - 1.800°C

Horno eléctrico de arco

Caldera de calorresidual

Mezcla vapor-agua

Agua presurizada a punto de ebullición, por ejemplo 220°C

Caño de gas de escape consistemade enfriamiento evaporativo

Alimentador de agua

SAF2 x 23 MW

Caldera decalor residual

HidrociclónH.E.L.P.D.

Filtros debolsas

Extractor ychimenea

Alcance y objetivo:

• Modernización de Hornos SAF

• Nuevo sistema de recuperación de energía

• Nuevo sistema de limpieza de gases

Uso de vapor:

• Generación de energía eléctrica con dos turbinas

H.E.L.P.D.: Cámara de mezclado con baja caída de presión y alta eficiencia, más apagachispas.

• Período de amortización 3,5 años

• Reducción de emisiones de Co2, 25.000 m3 por añoUnidad de generación de potencia

Vapor2 x 15 t/h

Potencia:2 x 2,5 MWT G

• Se construyeron dos acumuladores Ruth (son grandes recipientes a pre-sión que almacenan el agua caliente, convirtiendo el agua en vapor cuando cae la presión).

• Presión de deslizamiento de entre 23 y 30 bar. Mientras se aplica potencia al horno la presión aumenta, con el efec-

to que una parte de la energía absor-bida calienta el agua que evaporaría a la temperatura más baja. Durante el tiempo sin potencia, la presión baja llevando a la evaporación, aunque no se incorpore energía en el sistema.

• Temperatura variable del agua de ali-mentación. Para calderas, esta tem-

peratura es de 105°C, pero en Georgs-marienhütte se mueve entre 105°C y 59°C. Se usa la energía para calentar el agua de alimentación, llevando a que se requiera menos energía para evaporar el agua de alimentación en el tambor de vapor durante el período de baja salida de energía del horno.

92


0

10

Tiempo (min)

Vapo

r (t

/h)

5 20 35 50 65 80 95 110

125

140

155

170

185

200

215

230

245

260

275

290

20

30

40

50

60

70

80

Figura 13 Conducto de salida de gases de escape con sistema de enfriamiento

evaporativo (ECS) en Georgsmarienhütte, Alemania [2]

Figura 14 Producción de vapor a lo largo de cuatro coladas [2]

Como resultado de estas acciones, se

colada. Hay un exceso de producción de vapor, ya que la demanda es en promedio de 7 t/h y la producción de 20 t/h. Esta situación sería típica para cualquier ace-ría eléctrica con desgasificador. Con las 13 t/h de vapor se podría generar electri-cidad, pero hay una serie de factores a tener en cuenta, válidos para cualquier planta [2]:

• La cantidad de vapor disponible es fluctuante.

• La demanda de vapor de proceso es la prioridad; el uso de vapor de proceso es más económico que la generación de energía y la activación de una cal-dera para vapor de proceso. Esto lle-va a una disponibilidad impredecible del exceso de vapor, en tanto que las turbinas a vapor necesitan una ope-ración constante para garantizar su eficiencia.

• Un horno eléctrico se detiene más fre-cuentemente, comparado con centra-les eléctricas, plantas para procesos petroquímicos e incineradores de ba-sura. Las turbinas de vapor estándar para generación de energía requieren mucha energía para el arranque y la parada.

• El vapor puede almacenarse, pero el vapor sobrecalentado no. Las turbinas eficientes requieren vapor sobreca-lentado; esto implica que se necesita-ría un sobrecalentador externo a gas, fuel oil o carbón, cuando el horno está parado.

Una alternativa posible para resolver estos problemas son las turbinas llama-das ORC (Ciclo Orgánico de Rankine). Utilizan un concepto similar al de una caldera que produce vapor a partir de agua, excepto que el fluido usado para la transmisión de calor es orgánico, de alto peso molecular y bajo punto de ebu-llición, como el butano o el pentano [20]. Se han utilizado ampliamente para la recuperación de calor de bajo grado en aplicaciones varias. Trabajan bien con gases por encima de 175°C.

Para esta aplicación el gas de escape pasaría a través de intercambiadores de calor del tipo carcaza y tubo, con el líquido orgánico del otro lado. El calor se transferiría al líquido orgánico, vapo-rizándolo. El fluido orgánico vaporizado pasa a través de un turboexpansor de gas o de una turbina con un generador, para producir electricidad. El fluido sería lue-go enfriado y condensado y bombeado nuevamente al intercambiador de calor, completando el ciclo (Figura 15).

En la Figura 16 se presenta un esquema que está proponiendo la empresa espe-cializada Turboden, del grupo Pratt & Whitney, para las acerías eléctricas [21].

Conclusiones

Los hornos eléctricos de arco utilizados en la siderurgia están acercándose a su máxima eficiencia energética, a medida que se modernizan. Eso hace que se em-piece a ver con interés la posibilidad de recuperar la energía perdida en los gases de escape, que es alrededor de un tercio de la energía puesta en juego para pro-ducir el acero por esta vía.

En los últimos veinte años se han insta-lado numerosos hornos que recuperan parte de esa energía para precalentar la chatarra, por la vía de la carga continua o de la cuba con dedos.

También se están analizando aplicacio-nes de sistemas de enfriamiento evapo-rativo, calderas de calor residual y gene-ración de energía vía ciclo orgánico de Rankine para su aplicación en hornos eléctricos, a los fines de producir vapor para desgasificadores y otros usos y, eventualmente, generar energía eléctri-ca.

93


Figura 16 Ejemplo de esquema para recuperación de calor de gases de escape de horno eléctrico de arco y generación de energía eléctrica mediante ciclo

orgánico de Rankine, propuesto por Turboden [21]

Agradecimientos

Se agradece a los Dres. Antonello Di Donato (CSM, Roma, Italia) y Jeremy Jones (WorleyParsons, Irving, EE.UU.) y a los Ingenieros William Emling (SMS-Siemag, Pittsburgh, EE.UU.) y Hidenori Kurosu (Kamagaya, Japón), la colabora-ción prestada para la preparación de este artículo.

Referencias

[1] Jones, J.A.T.; «Opportunities and tech-nologies for energy recovery in the mini-mills». Iron & Steel Technology February 2010, pp. 38-46.

[2 ] Schliephake, H.; Born, C.; Granderath, R.; Memoli, F.; Simmons, J.; «Heat reco-very for the EAF of Georgsmarienhütte, Germany». AISTech 2010 Proceedings Volume I pp. 745-752.

[3] Adams, W.; Alameddine, S.; Bowman, B.; Lugo, N.; Paege, S.; Stafford, P.; «Fac-tores que afectan el consumo total de energía en los hornos de arco eléctrico».

[4] «Tenova celebrates 20 years of Conste-el». Tenova’s press release, Milan Italy, November 13, 2009.

[5] Tang, J.; Bianchi Ferri, M.; Argenta, P.; «EAF technology evolution by conti-nuous charging». Ironmaking and Steel-making 2005 Vol 32 N° 3 pp. 191-194.

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[7] Bianchi Ferri, M.; Cozzi, G.; Lombardi, E.; «Energy and Graphite Electrodes Saving in ORI Martin, Brescia, Italy,» ISSTech 2003 Conference Proceedings, pp. 1101-1110.

[8] De Miranda, U.; Argenta, P.; Pozzi, M.; Di Donato, A.; Volponi, V.; Zanusso, U.; «Scrap continuous charging to EAF». 30/06/2002 ECSC Steel RTD Programme, pp. 1-41.

[9] Di Donato, A.; Volponi, V.; De Miranda, U.; Argenta, P.; «Flexible operation of the Consteel process at Ori Martin». MPT In-ternational 6/2002 pp. 52-55.

[10] Memoli, F.; Villares de Freitas, J.; «The newest Consteel projects and the pers-pectives of scrap & hot metal continuous charge in the EAF». 17th IAS Steelmaking Conference, Campana, Argentina, Nov-ember 2009, pp. 89-96.

[11] Knapp, H.; Ehle, J.; Müller, H.; «Finger shaft furnace technology - The latest idea in electric steelmaking». ABM Ste-elmaking Seminar 2001, Salvador, Bra-sil, pp. 273-282.

[12] «Ecologically-Friendly and Economical Arc Furnace ECOARC». JFE Steel Tech-nical Report N° 3 July 2004 pp. 70-71.

[13] http://www.industrysolutions.siemens.com/metals-mining/en/Steelmaking/eaf_steelmaking/eaf_shaft.htm, visitado en junio 2010.

[14] Min, Ch.W.; «Operating experience of finger shaft Electric Arc Furnace in

Salida de potencia

Turbina oturbo expansor

Bomba delíquido orgánico

Intercambiador de calor

Salida de gasde escape

Ingreso de gasde escape

Enfriador/condensadorcon aire o agua

Figura 15 Esquema de la generación de electricidad mediante ORC

(ciclo orgánico de Rankine) [20]

Natsteel Asia». SEAISI Quarterly Journal 2009 Vol. 38 N° 1 pp. 30-34.

[15] Hiebler, M.; Pollak, E.; «La nouvelle usine sidérurgique compacte de Suez Steel, Égypte». La Revue de Metallurgie-CIT Avril 2001 pp. 335-345.

[16] Birat, J.P.; «A futures study analysis of the technological evolution of the EAF by 2010». La Revue de Métallurgie - CIT November 2000 pp. 1347-1363.

[17] Pedroza, M.A.; Herrera, M.A.; Alvarez, I.; «High productivity meltshop for the production of high quality steel grades». 2000 Electric Furnace Conference Pro-ceedings pp. 667-680.

[18] «Eti Krom, Turkey: Energy recovery and gas cleaning plants». Newsletter 1/2010

SMS Group, Vol. 17, N° 1, April 2010 p. 12.

[19] Myen, M.; «Energy recovery technology for EAFs». Presentation at AISTech Con-ference, May 2010, Pittsburgh, USA.

[20] Jones, J.A.T.; Safe, P.; «New approaches to meltshop offgas heat recovery». AIS-Tech 2010 Proceedings Volume I pp. 735-744.

[21] Foresti, A.; Filippini, L.; Paul, D.; Ron-zello, M.; «Increasing energy efficien-cy and reducing carbon footprint with ORC technology». Presentation at AIS-Tech Conference, May 2010, Pittsburgh, USA.

200°C-900°C

200°C-350°C

Límite de batería ORC

300°C-1.600°C

Avances recientesen cilindros de laminación




9542

Introducción

En la producción de aceros laminados, tanto planos como largos y tubos, se uti-lizan cilindros de laminación que pesan desde algunos kilogramos hasta dece-nas de toneladas. Estos cilindros se pro-ducen con diversas tecnologías, en una gran variedad de materiales, con una me-talurgia compleja. Su función es impor-tante no sólo desde el punto de vista de la productividad sino también desde su gran influencia sobre la calidad superfi-cial y otros rasgos de los productos side-rúrgicos. En algunos casos, la incidencia en el costo de laminación es importante, si se tiene en cuenta no sólo el precio de los cilindros, más sus costos de compra, almacenamiento y mantenimiento, sino también las pérdidas ocasionadas por las paradas para cambiarlos.

Entre los procesos cabe mencionar el co-lado estático, el colado centrifugado, la doble colada, el forjado de lingotes, la re-fusión bajo electroescoria, los procesos de cladding y el sinterizado.

Entre los materiales, se destacan las fun-diciones de grafito laminar y nodular, de baja aleación y al cromo, con carburos mejorados, los aceros al cromo y los ace-ros semirrápidos y rápidos y el carburo de tungsteno.

Cilindros para laminación en caliente de planos

Los trenes de laminación de chapa en caliente convencionales tienen para la operación de desbastado (sección ini-cial) una caja reversible o varias cajas en continuo y para el terminado (sección final) varias cajas en continuo. Los trenes cuentan con cilindros de trabajo –que es-tán en contacto directo y aplican las fuer-zas sobre el material a laminar– y cilin-dros de respaldo, que proveen un soporte rígido a los cilindros de trabajo para evi-tar su flexión bajo las cargas en juego en la laminación. La discusión se centra en los cilindros de trabajo, que son los que se consumen más rápidamente y tienen mayor incidencia en la productividad y la calidad. Las exigencias de choque térmi-co y mecánico y de abrasión a que se ven sometidos estos cilindros son diferentes en la operación de desbastado, en las primeras cajas terminadoras y en las últi-mas cajas terminadoras. Esto ha llevado al predominio de diferentes materiales en cada uso.

El proceso utilizado para estos cilindros es el de centrifugado vertical u horizon-tal de la cáscara, con posterior armado del molde con la cáscara en su interior y colado estático del núcleo (Figura 1). En Japón, en particular para la introduc-

Tecnología:


En este trabajo se revisa el

estado actual de la tecnología

de producción y utilización de

los cilindros, con énfasis en

los aspectos de mayor interés

para la siderurgia, y los avances

producidos en los años recientes.

Por Jorge Madías*


96


ción de los cilindros de acero rápido, se utilizó inicialmente el proceso de colado continuo para revestimiento, o CPC (Con-tinuous Pouring for Cladding) (Figura 2); sin embargo, en la última década, por su menor costo, está habiendo una tenden-cia hacia el colado centrifugado horizon-tal, según el primer método descrito [1].

El centrifugado con doble colada plantea muchos desafíos [4] (Figura 3):

• los cilindros son piezas de gran tama-ño y complejas; cuanto mayor es la pieza, hay más probabilidad de que hayan defectos internos;

• la cáscara y el núcleo tienen composi-ción química, temperaturas de trans-formación y expansión térmica dife-rentes, con altas tensiones residuales como consecuencia;

• las altas tensiones residuales y los de-fectos internos o en la transición entre cáscara y núcleo pueden aumentar el riesgo de fallas.

Los parámetros de proceso más impor-tantes son la temperatura del núcleo lí-quido y la temperatura en el lado interno de la cáscara. El núcleo líquido debe re-fundir la parte en contacto de la cáscara solidificada. Si esto no es hecho adecua-damente, inclusiones de escoria u otras partículas no metálicas pueden debilitar la unión ente ambos. Se han desarro-llado recientemente herramientas de control no destructivo más sofisticadas, tanto en la fabricación como en el uso de los cilindros [1] y se ha modelado lo que ocurre en la interface durante la opera-ción para investigar fallas [5].

Debastadores y cajas iniciales del terminador

En los desbastadores se han utilizado los aceros de alto cromo y en las primeras cajas del terminador la fundición de alto cromo; la tendencia actual es su reem-plazo por los cilindros de acero semirrá-pido o rápido, con mejor performance [6]. Este reemplazo ha sido lento, ya que el desarrollo inicial se realizó en Japón a fines de los años ’80 y sólo en la última década su uso se ha expandido [7].

La expansión ha sido mucho más rápida en Japón que en Europa. El desarrollo co-menzó en laminadores de barras. Luego se intentó en las cajas finales de los ter-minadores de planos, con malos resulta-dos. Mucho mejor fue la introducción en las cajas iniciales, al punto que hoy en Japón el 95% de los laminadores los utili-zan allí. A mediados de la década del ’90 se introdujeron en los desbastadores [1].

Figura 1Producción de cilindros con cáscara centrifugada

y núcleo colado en forma estática [2]

Centrifugado de la cáscara

Figura 2Producción de cilindros con cáscara colada alrededor

de un núcleo sólido (CPC) [3]

Horno de fusión

Horno de colado

Metallíquido

Material para el núcleoBobina inductora

Bobina inductora

Material de la cáscara

Dirección de extracción

Repartidor

Molde refrigerado por agua

Figura 3Principios de los cilindros compuestos [4]

Cuello Cuello

Cáscara

Cáscara

Unión

Unión

Núcleo

Núcleo

Simulación por elementos finitos delcampo de tensiones en rodillo detrabajo � 1.200 mm

−σ +σ

Tabla

97


En Europa, en cambio, a la fecha todavía los cilindros de fundición de alto cromo compiten con los cilindros de acero rá-pido en las cajas iniciales del terminador (Figura 4).

La utilización exitosa de cilindros de ace-ro rápido depende de la superación de al-gunos problemas que se han encontrado en su implementación [1]. Uno de ellos es el hecho de que el coeficiente de fric-ción con la chapa es mayor, lo que impli-ca la necesidad de una mayor fuerza de laminación. Otros problemas que se han relacionado con la introducción de estos cilindros son:

• ocurrencia de óxidos laminados;

•

• baja resistencia al agrietamiento y al desprendimiento (spalling);

• baja calidad del rodillo (interface cas-cara-núcleo, segregación o porosidad en la cáscara, altas tensiones residua-les);

• vibraciones;

• -tud debido a la corona térmica.

Algunos de estos aspectos han sido abordados por los fabricantes de cilin-dros. Por ejemplo, uno de ellos desarro-lló un grado de acero rápido con menor coeficiente de fricción y mejor tolerancia al daño. En la Figura 5 se presenta el as-pecto de la superficie de los cilindros de alto cromo y del acero rápido que produ-cía antes de ese desarrollo, luego de una campaña normal.

El nuevo grado tenía trazas de carburos eutécticos, que eran útiles para frenar el desarrollo de las grietas y evitar porosi-dad de rechupe durante la solidificación de la cáscara. En la Figura 6 se compa-ran las microestructuras de los tres ma-teriales.

Existen en la literatura pública numero-sos ejemplos de las mejoras en la perfor-mance de los cilindros con los cambios de material. En la Figura 7 se presentan a título de ejemplo los casos de un desbas-tador reversible y las cajas iniciales de un terminador.

Cajas terminadoras finales

En las últimas cajas terminadoras está generalizado el uso de cilindros de tem-ple indefinido (ICDP, Indefinite Chill Do-uble Pouring) que mejoró su performance con modificaciones en la composición química que resultaron en la introduc-ción en su estructura de carburos de alta dureza (EC-ICDP, Enhanced Carbide).

Figura 4Tipo de cilindro de trabajo en cajas F1-F3/4 de 26 laminadores

de chapa en caliente europeos, según datos del año 2010 [1]

Figura 5Aspecto de la zona superficial de cilindros de acero forjado al cromo (izquierda) y de acero rápido inicial (derecha) luego de una campaña

normal [4]. Observación en microscopio electrónico de barrido

Figura 6Microestructura de la cáscara en tres materiales para cilindros de trabajo

de laminación en frío: arriba a la izquierda: acero al cromo forjado; abajo a la izquierda: acero rápido centrifugado inicial,

con carburos aislados; derecha, acero rápido centrifugado final, con trazas de carburos eutécticos [4]

< 10% uso de cilindros de acero rápido

> 50% uso de cilindros de acero rápido;resto fudición de alto horno

100% uso de cilindros de acero rápido

19%

42%

39%

50µm

50µm

50µm

98


Este desarrollo comenzó a mediados de la década del ’90, con posterioridad al del acero rápido, pero se impuso con mayor rapidez [6].

En la etapa inicial del desarrollo, el foco estaba en determinar la cantidad de car-buros MC1 que se podía usar. Esto debía ser realizado sin modificar sensiblemen-te el balance entre grafito y carburos y la composición de la matriz. La introduc-ción del nuevo material fue simple por-que no exigió modificaciones en el proce-so, como por ejemplo en la refrigeración de los rodillos o en la lubricación [6]. La performance superó a la de los cilindros de temple indefinido tradicionales en el 15% al 20%, en promedio.

Los cilindros con carburos mejorados son actualmente los que determinan la duración de la campaña. Mejorar su per-formance es una tarea compleja. El uso de carburos de mayor dureza y en mayor cantidad que en los diseños actuales está limitado por las condiciones reales vigen-tes en la mayor parte de los laminadores. Hay desarrollos en curso para introducir en las cajas terminadoras nuevos mate-riales. Por ejemplo, CSN y Villares Rolls están ensayando actualmente en el lami-nador de Volta Redonda la denominada tecnología Equalizer, procurando igualar la vida de los cilindros en todas las cajas del laminador [8].

En la Figura 8 se presentan los distin-tos tipos de materiales utilizados en la cáscara de los cilindros, sus diferentes durezas y su contenido en carburos. Lla-ma la atención que el contenido total en carburos va disminuyendo drásticamen-te, en tanto que la dureza se incrementa, aunque no en forma tan marcada. Obvia-mente, va cambiando el tipo de carburos.

Figura 7Mejoras en la performance de cilindros con el cambio de material.

Derecha: caja desbastadora reversible; Izquierda: cajas iniciales de un terminador [4]

Figura 8Evolución de los tipos de material para la cáscara de cilindros

de trabajo de laminadores de chapa en caliente [4]

0

5.000

10.000

15.000

HiCr

Perf

orm

ance

(t/m

m)

7.40

0

20.000

25.000

30.000

CE HiCr

Cajas FO y F1 de laminador de 7 cajas - Ø740 x 1.800 mm

~2500t/campaña

+15%

x 3,0

+45%

+85%

~5000t/campaña

hasta 10000t/campaña

8.50

0

HSS-Cr

12.3

60

HSS-Mo

22.8

00

0

10.000

20.000

30.000

40.000

50.000

60.000

70.000

80.000

HiCr

Lam

inad

o po

r ca

mpa

ña (t

)

24.0

00

CE HiCr

Debastador reversible - Ø1.250 x 2.050 mm

+25%

x 2,7

+40%

+63%

30.0

00

HSS-Cr

42.0

00

HSS-Mo

65.0

00

0

10

20

30

40

50

60

Cont

enid

o de

car

buro

s (%

), du

reza

de

la ta

bla

(ShC

)

Templedefinido

Fundiciónde alto

Cr

Acerode alto

CrICDP HSS ULC

1.000

2.000

SiC

Al203

MC

WC

M=(V, Nb)

M2C M=(W, Mo, V)

M6C M=(W, Mo)

M7C3 M=(Cr,

M3C (M=Fe)

Martensita

AustenitaPerlita

Ferrita

Fe)M23C6 (Cr, Fe)

Dur

eza

Vick

ers

3.000

0

40/50

25/40

18/28

8/18 5/15<5%

65/7865/82 75/85

70/8075/85

80/90

ShC70

80

90

100

Cilindros para laminación en frío de planos

Los laminadores de chapa en frío de gran capacidad suelen ser varias cajas conti-nuas de cuatro cilindros en alto. Para los cilindros de trabajo se utilizan general-mente cilindros de acero forjado aleado con cromo y sometidos a un cromado superficial. El cromado fue desarrollado inicialmente para los laminadores tem-per 2; luego se extendió a los laminadores de reducción.

Hay requisitos contrapuestos en la se-lección de la temperatura de revenido de

estos cilindros, que obligan a la adopción de una solución de compromiso, que puede variar en función de las particu-laridades de cada laminador (Figura 9).

Como para otros tipos de laminadores, también aquí han desembarcado los aceros rápidos, aleados por ejemplo con cromo, molibdeno, vanadio y tungsteno (Cuadro 1). La temperatura de reveni-do de los cilindros es elevada (450°C a 550°C, en lugar de 150°C a 250°C). Esto es posible por el alto pico de endureci-miento secundario que presentan estos aceros (Figura 10). Dependiendo del te-nor de vanadio, la dureza está entre 740 y 820 HV para este rango de temperatu-

1 Los carburos (C) se suelen denominar por la forma en que se combinan con los metales (M): MC, MC2, MC3, MC4). 2 También llamados laminadores de endurecimiento o acritud.

99


ras. La alta temperatura de revenido es favorable para la resistencia a incidentes de laminación (problemas operativos que pueden aparejar la salida de servicio del cilindro). A su vez, la resistencia a la abrasión aumenta por el contenido de elementos de aleación.

No se requiere el cromado usual en los cilindros de acero forjado. La limpieza de la chapa no es un problema con los gra-dos de bajo vanadio; con los grados de alto vanadio, puede haber alguna forma-ción de polvo que se adhiere a la chapa. Los rodillos de acero rápido, en particular los de alto vanadio en las cajas finales, han requerido el desarrollo de nuevas piedras para el rectificado.

En este caso el proceso de fabricación es el de colado en lingote, eventualmen-te refusión bajo electroescoria y forjado en un solo bloque, como los aceros al cromo, pero también se han probado variantes como el colado bajo electroes-coria alrededor de un núcleo sólido (ESR Cladding).

Cilindros para laminación de chapa gruesa

En este campo un desafío particular ha sido planteado en forma reciente por la construcción de varios laminadores de este tipo, particularmente en China, con rodillos cuyo diámetro de tabla es de hasta 2,2 m y longitud de tabla de has-ta 5 m. Estos rodillos se construyen ba-sados en lingotes forjados de aceros al cromo. Aquí los problemas planteados son, en primer lugar, logísticos y tam-bién de proceso. Hay rodillos de 180 t de peso terminado, lo que implica un peso de colado de unas 300 t, lo que plantea las consiguientes necesidades en lo que hace a grúas, transporte interno y exter-no, moldes para el colado, hornos para tratamiento térmico y máquinas herra-mientas [11].

En segundo lugar es clave minimizar los problemas que ocurren durante la soli-dificación de los lingotes, tales como el rechupe primario, el rechupe secunda-rio, la segregación en V y en A, etc. Estos problemas no se resuelven en los pasos posteriores, ya que para lingotes de es-tos tamaños, la relación de reducción es muy baja. Para predecir las situaciones que pueden ocurrir durante la solidifica-ción del lingote se utilizan herramientas de modelado (Figura 11).

En una planta en particular, para estos casos se realizan tres coladas sucesivas en un horno eléctrico de arco de 90 t, que se afinan en un equipo de desgasi-ficación en vacío con calentamiento por arco. Se mantienen en calentamiento en

Figura 9Antagonismo entre la aplicación y las propiedades deseadas,

para los cilindros estándar de acero forjado al cromo [9]

Figura 10Dureza en función de la temperatura de revenido, para el acero estándar

con 5% Cr, dos variantes de acero semirrápido y acero rápido [10]

Cuadro 1 Rango de composición química de aceros semirrápido y rápido

para cilindros de trabajo de laminadores de chapa en frío [9]

Elemento Acero forjado al Cr Acero rápido forjado

C (%) 0,75 a 1,5 0,8 a 1,5

Cr (%) 1 a 6 8 a 13

Mo (%) 0,1 a 0,6 0,5 a 3

V (%) 0,1 a 0,3 0,5 a 3

W (%) 0,1 a 0,2 0,2 a 2

650100 150 200

Temperatura de revenido (°C)

Mayor retenciónde la dureza (abrasión)

Mayor resistencia aincidentes de laminación

Dur

eza

- DP

H

250 300 350

700

750

800

850

900

660100 150 200 250 300 350

°C

HV

30

400 450 500 550

680

700

720

740

760

780

800

820

840

860

880

5% Cr estándar

5% Cr “s”

Semi HSS

Semi HSS bajo V

HSS alto V

100


47

un horno cuchara; luego cuando están las tres cucharas listas se realiza el co-lado en vacío. El lingote obtenido sufre el corte de la mazarota (parte superior que cumple la función de aportar metal líquido para compensar la contracción que ocurre durante la solidificación); se somete a un precalentamiento y es for-jado. Se le hacen ensayos primarios; se realiza el desbastado inicial; luego pasa por un normalizado al aire forzado y fi-nalmente pasa por el mecanizado final (Figura 12).

La forja se realiza en una prensa de 10.000 t con un esquema que privilegia la consolidación axial (Figura 13) [11].

0,0000

0,0067

0,0133

0,0200

0,0267

0,0333

0,0400

0,0467

0,0533

0,0600

0,0667

0,0733

0,0800

0,0867

0,0933

0,1000

HEA 90 t

VAD

Colado bajovacío

Precalentamiento

Forja

TerminadoNormalizadoDesbastadoTratamienrto térmico primario

Lingote

Terminado

Figura 11Modelado de solidificación de lingote. Izquierda: Predicción de porosidad. Derecha: Porcentaje de fracción solidificada

para un tiempo determinado [11]

Figura 12Ruta de proceso para la producción de grandes cilindros de trabajo en acero forjado

para laminadores de chapa gruesa [11]

Figura 13Procedimiento de forja para cilindros de trabajo de laminadores

de chapa gruesa [11]

Cilindros para laminación de productos largos

Esta sección trata de los cilindros, roda-jas y anillos utilizados en la laminación de barras, alambrón y perfiles livianos y medianos. Las rodajas se utilizan en las cajas en voladizo, y suelen producirse a partir de un cilindro fundido, del cual se cortan varias rodajas; a diferencia de los cilindros, generalmente tienen tallado un solo canal. Los anillos de material sinteri-zado se montan en cilindros.

Los cilindros y rodajas pueden ser de fundición nodular perlítica o bainítica y, en algunas aplicaciones, de temple indefinido, temple definido3 o acero fun-dido. Por otra parte, sobre todo para los

3 Las denominaciones «temple definido» y «temple indefinido» aluden al aspecto de la fractura, que depende del carbono en forma de grafito y de carburo de hierro.

101


48

tramos terminadores, se utilizan los ya mencionados anillos, básicamente car-buro de tungsteno [12]. En el primer caso hay muchos productores, sobre todo en países emergentes; en el segundo caso, la oferta está restringida a unos pocos proveedores.

Los cilindros fundidos de acero rápido ocupan un espacio superpuesto, compi-tiendo en los tramos terminadores con otros materiales fundidos y con los men-cionados anillos [13].

Es un campo que va siendo dejado de lado por los grandes productores de cilin-dros de los países desarrollados, debido a que los cilindros son de poco peso y los márgenes son mayores para los cilindros utilizados en la laminación de planos (Fi-gura 14).

Esto explica también por qué la investiga-ción y el desarrollo se han concentrado en los grandes cilindros y los avances en los cilindros para productos largos han sido menores.

América Latina

La contribución latinoamericana a los avances tecnológicos en los rodillos es interesante, tanto en lo que respecta a los productores de cilindros como a los usuarios y al apoyo técnico de universi-dades y centros de investigación. Hay desarrollos, introducción de nuevos ma-teriales y mejora continua [14-20].

Uno de los productores líderes en el mundo, Villares Rolls, está localizado en la región. Otros productores de América Latina, que también exportan cilindros a

Figura 14Costo de manufactura y precio de venta de los cilindros,

en función de su peso [12]

otras zonas, son Fundición San Cayetano y Titania. Varias empresas latinoamerica-nas producen parcialmente sus propios cilindros.

Conclusiones

La necesidad de incrementar la capaci-dad de producción de las instalaciones existentes, las demandas de calidad y el desarrollo de nuevas calidades de acero plantean nuevos desafíos a los productores de cilindros. Éstos han res-pondido procurando mejorar procesos y materiales. En muchos casos, el aprove-chamiento de las mejores cualidades de estos materiales hace necesario realizar modificaciones en equipamientos rela-cionados y cambiar prácticas operativas.

Los avances han sido importantes en los cilindros de mayor valor, en tanto que en áreas que utilizan cilindros pequeños la inversión en investigación y desarrollo ha sido menor.

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0,4

1

13

2

31 62 125 250 500 10002 4 8 16 32 64 124

0,81

2

3

Cos

to r

elat

ivo

Peso del cilindrokg

1. Precio de venta 2. Costo de la materia prima 3. Costo total de manufactura

4

5

t

Reparaciones integrales recientesy altos hornos nuevos




103

Altos hornos:


Cuando se detiene la operación

de un alto horno para hacer

una reparación integral, se

aprovecha la oportunidad para

incorporar avances tecnológicos

que permitan aumentar la

producción, bajar el costo

operativo, disminuir el impacto

sobre el medio ambiente y tener

una campaña más prolongada.


Introducción

Los altos hornos siguen y seguirán sien-do por mucho tiempo, la fuente principal de hierro primario para la producción de acero. Para mejorar su competitividad se tiende a operar las unidades de mayor volumen, en campañas cada vez más prolongadas y con la mayor productivi-dad. Así en los países más desarrollados, el número de altos hornos en operación ha ido decreciendo. Paralelamente se están instalando nuevas unidades, sobre todo en los países emergentes como Chi-na, India y Brasil.

En los nuevos altos hornos, y en las repa-raciones integrales de los existentes, se

procura introducir tecnologías que refuer-cen la competitividad de la industria. En este trabajo se revisan las incorporacio-nes de tecnología en algunos altos hor-nos nuevos y en reparaciones integrales realizadas en años recientes, en diversos continentes, procurando extraer tenden-cias comunes. Se hace también una mención a los mini altos hornos.

Altos hornos nuevos

Se presentan particularidades de algunos de los altos hornos que se han construido recientemente en Alemania, China, India y Brasil, cuyas características generales se presentan en el Cuadro 1.

Por Jorge Madías*

Planta Constructor Vol. trabajo Capacidad Arranque (m3) (M t año)

ThyssenKrupp 8 Paul Wurth 2.114 2,16 12/2007

Shagang Paul Wurth 5.800 4,5 11/2009

Tata Steel H Paul Wurth 3.230 2,5 05/2008

JSW N° 3 Siemens VAI 3.445 2,8 09/2009

Hyundai N° 1 Paul Wurth 4.425 4,2 01/2010

CSA N° 1 Paul Wurth 2.775 2,7 07/2010

Cuadro 1 Características generales de algunos altos hornos

construidos recientemente

104


El alto horno N° 8 de Thyssen Krupp Stahl en Hamborn, tiene dos particularidades interesantes. Para bajar el costo de in-versión, comparte el sistema de prepara-ción de la carga, la estación central de control y los conjuntos de enfriamiento y limpieza de gases con el alto horno N° 9 preexistente, localizado a 70 metros de distancia [1]. El otro aspecto surge de su localización, en una zona muy habitada, lo que llevó a acentuar las medidas de protección ambiental. Todas las áreas (por ejemplo la casa de colada, la carga, las máquinas de zarandeo, los silos de pesada) están conectadas al sistema de extracción de polvos. Hay detección de todas las fuentes para polvo difuso. La combinación del nuevo alto horno N° 8 con el existente N° 9 redujo la emisión an-terior conjunta de los altos hornos N° 4 y 9 el 23% (Figura 1). En particular, las emi-siones del nuevo alto horno N° 8 fueron reducidas a 1/3 de las correspondientes en el alto horno N° 4.

Hyundai Steel ha puesto en marcha en 2010 su alto horno N° 1, que se carac-teriza por sus métodos modernos de control de emisiones, entre los que cabe destacar una instalación encapsulada para procesamiento de materias primas (Figura 2) [2].

El nuevo alto horno de Shagang presenta rasgos interesantes en lo que hace al mo-nitoreo de lo que sucede en el interior del horno [3]. Tiene grilla de rayos láser para la medición de la trayectoria de la carga en su caída; barrido láser para la medi-ción del perfil de carga; cámara infrarroja y medidor de imagen térmica de nueva generación para observación de la distri-bución de gas a alta y baja temperatura, respectivamente; 40 cámaras infrarrojas en todas las toberas para el monitoreo del raceway1 y de la combustión del car-bón pulverizado.

Figura 1 Comparación del nivel de emisiones de particulados entre hornos 4 y 9 existentes y hornos 8 nuevo y 9 reparado [1]

Altos hornos N° 4 y 9(planta existente)

Altos hornos N° 8 y 9(planta aprobada)

Controlado

Difuso

Total 57,07 kg/h

36,59 kg/h

20,18 kg/h 15,74 kg/h

28,45 kg/h

Controlado

Difuso

Total 44,19 kg/h

Figura 2 Encapsulamiento de la preparación de materias primas para el alto horno N° 1

de Hyundai Steel [2]

Por ejemplo, se utiliza la grilla de rayos lá-ser como coordenada de referencia para aumentar la eficiencia y la precisión de la medición del llenado. Dos grupos de emisores de rayos láser opuestos, cada uno con 20 emisores, están montados en el tope del horno (Figura 3, izquierda) generando la grilla en el interior del horno (Figura 3, derecha).

El equipo para barrido láser se utilizó en-tre otras cosas para comprender mejor la simetría de distribución de la carga que se obtiene con el tope sin campana con silos paralelos. Fue útil también para co-rregir asimetrías en la carga en tiempos cortos, mediante el ajuste del régimen de carga del canalón (Figura 4).

El alto horno H de Tata Steel, en Jams-hedpur, incorporó un tope sin campana de segunda generación, inyección de carbón pulverizado, estufas con cáma-ras de combustión interna con sistema de recuperación de calor, turbina de re-cuperación de gas de tope y sistema de sopladores de aire conducidos eléctrica-mente. La productividad de 3,1 t/día/m3 de volumen de trabajo es la primera vez que se alcanza en India [4].

El alto horno más grande de India es el N° 3 de Jindal Steel West (JSW) [5]. Este horno consume mineral local con alto contenido de finos, lo que influye sobre el consumo específico de combustible y la productividad. Se inyecta hasta 200 kg/t de carbón pulverizado. Se diseñó para una campaña de 15 a 20 años. Es una carcasa autoportante con duelas2 re-frigeradas, 34 toberas y cuatro piqueras. Opera con alta presión de tope (2,5 bar) y alta temperatura de soplo (1.250°C). Las

1 Nota del editor: cavidad frente a las toberas. 2 Nota del editor: secciones curvas que forman la carcasa.

105


48.630 48.450

51.750

48.214

45.600

2.20

09.

800

Figura 3 Esquema de las grillas de rayos láser (izquierda) y aspecto en el interior

del horno (derecha) [3]

Figura 4 Perfiles de superficie de la carga [3]

Duelas defundición

Duelasde cobre

Duelas defundición

36 toberas

VolumenInterno

4.019 m3

Enfriamientobajo el crisol

Figura 5 Sección transversal del alto horno N° 3 de JSW [5]

tres estufas con cámara de combustión interna operan con una mezcla de gas de alto horno y gas de coquería. El gas de combustión se usa para proveer calor para la molienda de carbón.

El concepto de la cuba del horno es usar un sistema de enfriamiento de alta efi-ciencia para proteger la carcasa del hor-no (Figura 5). Las duelas de enfriamiento promueven el autorrevestido por los ma-teriales de carga para resistir la abrasión. Los refractarios instalados allí se limitan a funcionar como compuesto de sellado entre las duelas y un material proyectado para protección en el inicio de la opera-ción. Se utiliza carburo de silicio para la transición entre los bloques de carbono del crisol y las duelas, en el área de tobe-ras y el bajo etalaje [5].

La limpieza del gas es realizada por un ciclón y un scrubber3 de tres conos. Dos plantas de granulación de escoria con condensadores del vapor producido y sistemas de extracción de polvos de la casa de colada y del manejo de materias primas, completan la protección ambien-tal.

En América Latina arrancó en julio de 2010 el alto horno N° 1 de CSA, Compan-hia Siderúrgica do Atlântico, de Thyssen Krupp Stahl. Las instalaciones para con-trol ambiental son semejantes a las que esta empresa puso en el alto horno N° 8 de Hamborn antes mencionado [6].

Reparaciones integrales

Se presentan las modificaciones incorpo-radas en reparaciones integrales recien-tes de altos hornos de los EE.UU., Ja-pón, China y Brasil, cuyas características generales se presentan en el Cuadro 2. Luego se analizan brevemente algunos de los objetivos principales de las repara-ciones integrales: aumento del volumen, prolongación de la vida entre campañas, mejor distribución de la carga.

Aumento de volumenLa tendencia general ha sido la de au-mentar el volumen interno, para aumen-tar la capacidad de producción de las plantas y, en algunos casos, reemplazar parcialmente la capacidad de produc-ción de hornos menores que han sido desactivados. Este aumento de volumen ha sido logrado generalmente por la vía de aumentar los diámetros de garganta, cuba, vientre, etalaje y crisol y, en ciertos equipos, profundizar el crisol, pero sin in-crementar la altura previa del horno, a los efectos de mantener la inversión dentro

3 Nota del editor: absorbedor de gases.

106


de un límite razonable. En algunos casos, el aumento del diámetro se ha concre-tado por la vía de incorporar duelas de fundición o de cobre. En la Figura 6 se presenta, a título de ejemplo, el diseño general del horno C de Severstal NA, an-tes y después de la reparación integral de 2007.

Prolongación de la vida del hornoEn todos los casos se programa una campaña de 15 años o más, hasta 23 años, como es el caso del alto horno más grande del mundo: Nippon Steel Oita N° 2. El factor determinante de la dura-ción de las campañas es en la actualidad el crisol (Figura 7).

A los efectos de incrementar la vida del crisol, dos puntos clave han sido el incre-mento de la capacidad de refrigeración y la mejora de la calidad de los bloques de carbono. En las plantas de Nippon Steel

Planta Arranque Principales modificaciones Ref.

ArcelorMittal 10/2003 Aumento volumen de trabajo de 3.749 a 4.163 m3; aumento ø garganta de 10,2 a 11 m; 7East Chicago N° 7 introducción de duelas de cobre y fundición; prolongación del canalón de carga de 4 a 4,5 m; aumento de la altura de crisol de 1,67 a 2,94 m., introducción de 300 termopares en el crisol.

Severstal NA «C» 11/2007 Alto horno nuevo para pasar de 4.600 a 6.500 t/día, reusando fundaciones, caño principal de 8 soplo, sistema de preparación de la carga, casa de colada. Ampliación de volumen, fondo de duelas de cobre en etalaje, vientre y baja cuba y de fundición en la alta cuba, sistema de enfriamiento de circuito cerrado, tope sin campana, crisol refrigerado, dos piqueras, adición de una casa de colada, sistema de extracción de humos de las dos casas, nuevo atrapador de polvo, scrubber de gap anular, sondas sobre la carga, sistema de control actualizado, bloques de carbón con microporos, objetivo de duración de campaña 20 años.

Angang N° 7 09/2004 Preparación separada del sinter; tope sin campana, duelas de cobre, circuito cerrado de agua 9 blanda de refrigeración, 3ra casa de colada; unidad de granulación tipo tambor; bloques de carbono con microporos; extracción de humos en casas de colada, casa de materias primas, tope sin campana y estaciones de transferencia de arrabio; estufas con cámara de combustión externa; productividad pasó de 1,51 a 2,26 t/m3/día; consumo de coque de 487 kg/t a 335 kg/t y consumo de carbón de 66 a 168 kg/t; temperatura de soplo de 1.039 a 1.187°C. Se apuntó a 15 años de campaña.

JFE Kurashiki N° 2 11/2003 Expansión del volumen interno de 2.857 a 4.100 m3; tope sin campana con tres silos 10 paralelos; reemplazo de conducto principal de soplo (caño bustle); incorporación de duelas en toda la cuba y la boca del horno, bloques de baja porosidad; de 33 a 38 toberas; operación remota; perfilómetro de microondas y cámara de visión nocturna en boca de horno.

Nippon Steel Oita 05/2005 De 5.245 m3 a 5.775 m3 de volumen interno; ø garganta 10,5 a 11,1 m; ø etalaje 16,6 a 17,2 m; 11N° 2 ø crisol 14,9 a 15,6 m, toberas 40 a 42; piqueras 4 a 5; producción diaria máxima 12.550 a 13.500 t/día; consumo de reductores 475 a 482 kg/t; cuba y parte del crisol: duelas de cobre en lugar de fundición; campaña objetivo 23,5 años (15 en la campaña anterior).

Kobe Steel N° 3 10/2009 ø 11 m; tope sin campana, dos silos paralelos. Grilla de rayos láser. Barrido láser. 40 cámaras 12 infrarrojas para toberas e inyección de carbón pulverizado. Desiliciación.

Cuadro 2 Modificaciones en las reparaciones integrales recientes de algunos altos hornos

se ha adoptado para el crisol un sistema de enfriamiento en dos etapas, con ve-locidad de enfriamiento ajustable para prevenir que el hombre muerto4 devenga inactivo debido a un sobre enfriamiento. Para el refractario del fondo, usan una combinación de bloques de carbono y revestimiento cerámico interno.

Respecto a los bloques de carbono, se ha mejorado su resistencia a la corrosión y a la abrasión por la vía de adiciones, reducción del diámetro de los poros y au-mento de la conductividad térmica [14]. De esta manera, se abre la posibilidad de tener campañas de hasta 25 años de duración, ya que se podría mantener un espesor mínimo remanente de 400 mm hasta ese momento (Figura 8).

Aunque ya no es el factor crítico para la duración de la campaña, el revestimiento del horno ha evolucionado con la adop-ción de duelas de cobre cada vez más delgadas y con mayor capacidad de

enfriamiento, para la baja cuba, vientre y etalaje [15].

Distribución de la cargaEn general, aquellos hornos que aún no lo poseían han adoptado el tope sin campana, en sus diversas variantes. Las ventajas que han indicado su adopción son el mayor control en la distribución de la carga, la posibilidad de altas tasas de inyección de carbón pulverizado y la consiguiente disminución del consumo específico de coque. También este siste-ma de carga permite una operación más estable, una presión de tope más ele-vada, menor mantenimiento, campañas más prolongadas y mayor disponibilidad del horno5.

La excepción es el ya mencionado alto horno N° 2 de Oita, que posee un tope con campana y armadura móvil.

4 Nota del editor: Zona no reactiva de coque no fundido ubicado hacia el centro de la zona de etalaje. 5 Nota del editor: Ver el artículo de Han Jian Jun y otros que se incluye en la presente edición de la revista, titulado «Reemplazo de la caja de engra-

najes de un tope sin campanas por un distribuidor hidráulico de mayor confiabilidad».

107


Figura 6 Alto horno C de Severstal NA, antes (izquierda) y después (derecha) de la reparación integral en 2007 [8]

Tope de la líneade carga

022’-1

Tope de la líneade carga

1 fil

a de

plac

as5

fila

depl

acas

9 fil

a de

plac

as

Líne

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9 °3 4

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45’–

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16’–

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Fila

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1 (x

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12’–

1°1 2

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Zona

de

tobe

ras Línea de centro de toberas

Línea de centro de toberas

83°

89°

76°

Línea de centrode piquera (15°) Línea de centro

de piquera (10°)

Fila TP1 (20)Fila TP2 (20)Fila 8P1 (40)Fila 8P2 (40)Fila 8P3 (40)Fila 8P4 (40)

Tope del crisol

Tope del crisol

Líne

a de

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el h

orno

Líne

a de

cen

tro d

el h

orno

Due

las

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ndic

ión

Línea de doblado

Tope de la cubierta

Línea dedoblado

108


Mini altos hornos

En el campo de los mini altos hornos, adoptados básicamente en Brasil, India y China, ha habido tendencias contra-dictorias. Por una parte, muchos de ellos han sido discontinuados, particularmente en China. Por otra parte, ha habido un esfuerzo de modernización, que se ha notado tanto en los hornos nuevos como en reparaciones integrales recientes, par-ticularmente en Brasil.

Se han adaptado tecnologías provenien-tes de los altos hornos grandes, mejoran-do así el desempeño ambiental y prolon-gando la campaña, dentro de un marco de mantener su atractivo de bajo costo de inversión y operación.

Se están introduciendo para los mini altos hornos sistemas de distribución de car-ga con campana única, asociados a un distribuidor de armadura móvil accionado hidráulicamente (Figura 9).

En cuanto a los refractarios y la refrige-ración, el concepto clásico ha sido la combinación del uso de ladrillos sílico-aluminoso de bajo costo con refrigera-ción por rociadores con circuito abierto. Esto limita las campañas a un máximo de seis años. Para aumentar las campañas, se está diferenciando entre las distintas zonas, respecto a los tipos de refracta-rios y el método de enfriamiento. Se es-tán incorporando en los crisoles bloques de grafito y de carbono microporoso, así como la refrigeración de la parte inferior del crisol mediante tubos (Figura 10).

Algunos de los mini altos hornos nuevos, como el de VSB en Brasil, tienen la posi-bilidad de cargar carbón vegetal o coque, según las circunstancias [18].

Conclusiones

En las reparaciones integrales recientes y en los altos hornos nuevos, se observan algunos rasgos comunes. Se tienen en cuenta e inciden en la inversión, los as-pectos ambientales. Las medidas difieren de planta a planta, se considera la loca-lización, urbana o no, y la legislación lo-cal. Otro aspecto al que se le presta una importante atención es a la longitud de la campaña, apuntándose a 15 a 25 años según el caso, lo que implica medidas especiales en cuanto al dimensionamien-to del crisol, tipo de bloques carbonosos, refrigeración de la cuba, etcétera. Final-mente, cabe destacar la introducción de sensores como grillas de rayos láser, sondas por encima de la carga, cámaras en toberas, termopares, etc., que permi-ten un manejo más ajustado del proceso.

Los mini altos hornos, aunque han retro-cedido en China, mantienen su presencia

1,6

1,7

1,8

1,9

2,0

2,1

2,2

2,3

2,4

Años de operación del alto horno

Alto horno en que el factorcondicionante fue la cuba

2 4 6 8 10 12 14 16 18 20

Pro

duct

ivid

ad p

rom

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(t/d

.m3 )

Alto horno en que el factorcondicionante fue el crisol

2.000 t/m3

Nagoya3(1)

Nagoya3(2)Nagoya1(3)

Nagoya3(3)

Tobata4(1)

Tobata4(2)

Tobata1(3)Tobata1(4)

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Altos hornosencendidos en

los años 70

Los 5 altos hornosencendidos

recientemente

Hirohata4(2)

Mororan2(1)

Kimitsu2(1)Kimitsu3(1)

Kimitsu4(1) Kimitsu3(2)

Kimitsu4(2)

Kimitsu2(2)

Oita1(1)

Oita1(2)

Oita2(2)

Oita2(1)

4.000 t/m3 6.000 t/m3 8.000 t/m3 10.000 t/m3

12.000 t/m3

14.000 t/m3

0 5 10

Espesor críticoremanente 400 mm

Años de operación del alto horno

Esp

esor

rem

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late

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s de

l cris

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)

15 20 250,2

0,4

0,6

0,8

1,0

1,2

1,4

1,6

1,8

2,0

Figura 7 Campaña de los altos hornos de Nippon Steel Corporation y factor

controlante de la necesidad de reparación integral [13]

Figura 8 Posible longitud de la campaña luego de las medidas de mejora

de los bloques de carbono [13]

Placas móviles

Anilloactuador

Actuadorhidráulicodel cono

Válvula delsello superior

Silo de cargacon placas

de desgaste

Figura 9 Sistema de distribución de carga y válvula de sello superior [16]

109


en Brasil e India y están incorporando algunas tecnologías provenientes de los grandes altos hornos, lo que les permite una disminución de los consumos espe-cíficos, una mejor performance ambiental y una mayor duración de las campañas.

Agradecimientos

Se agradece la colaboración prestada en la preparación de este trabajo a los Ings. Coletano Abreu, de ArcelorMittal Tu-barão, Serra, Espirito Santo, Brasil; Oscar Lingiardi, Ternium Siderar, San Nicolás, Buenos Aires, Argentina y Alain Kieffer, Paul Wurth, Belo Horizonte, Minas Gerais, Brasil.

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[18] «VSB apresenta plano de investimentos de US$ 1,6 bilhão». INFORMAQ, feverei-ro 2009, en www.abimaq.org.br


111


La fabricación de productos

largos comunes sigue

mayoritariamente la ruta acería

eléctrica –colada continua

de palanquillas– laminación.

Se están aplicando diversas

tecnologías con vistas a

disminuir el costo operativo,

incrementar la capacidad de

producción en toda la línea y

acortar los tiempos de proceso,

tanto en plantas existentes como

en plantas nuevas.


Introducción

Los productos largos para la construc-ción más usuales incluyen las barras de refuerzo de hormigón (cabillas o varillas en algunos países latinoamericanos), los alambrones para la producción de mallas electrosoldadas y algunos otros usos, y los perfiles, ángulos, planchuelas, redon-dos y cuadrados pequeños para herrería.

Una tendencia generalizada en el mundo y en América Latina para las plantas que se concentran en este tipo de productos, ha sido la instalación de plantas cercanas a los mercados, basadas en acería eléc-trica y laminadores combinados.

Tratándose de productos de un valor agregado relativamente bajo, las plantas que los fabrican suelen concentrarse en tener costos operativos bajos y alta pro-ductividad. Sus equipamientos, prácticas operativas y gerenciamiento son diferen-tes a los empleados en las plantas de productos largos especiales, destinados básicamente a la industria automotriz.

En este trabajo se revisan algunas de las técnicas que se están aplicando en plantas nuevas y en modernizaciones de plantas existentes, tanto en los hornos eléctricos como en las máquinas de cola-da continua y laminadores.

Hornos eléctricos

Muchas de las acerías que elaboran es-tos productos cargan sus hornos eléctri-

cos con chatarra, no necesariamente de alta calidad. Esto implica desafíos cre-cientes en cuanto a la preparación de la chatarra y el manejo de elementos como el azufre, el cromo, el cobre y el nitrógeno [1].

Algunas plantas en localizaciones es-pecíficas hacen uso de arrabio sólido y líquido y del hierro esponja. Para los pro-ductos largos comunes, el uso de estos materiales alternativos no proviene de una exigencia de calidad final del pro-ducto, sino de disponibilidad de fuentes metálicas, situación que es común en los países latinoamericanos. Una excepción es el caso de las mallas electrosoldadas, donde es conveniente un tenor de nitró-geno y elementos residuales controlado.

En los hornos, se ha adoptado masiva-mente el uso de la ultra alta potencia, los paneles refrigerados, la escoria espumo-sa y del aporte de energía química, así como el sangrado excéntrico por el fon-do, requerido por la metalurgia de cucha-ra [2].

Más recientemente se ha popularizado el uso de inyectores a través de las paredes en lugar de lanzas, para la introducción de oxígeno, carbono y ahora también de fundentes [3]. Se tiende a incorporar el análisis en línea de los gases de escape, la medición de armónicas en la corriente eléctrica suministrada a los electrodos y sensores de vibraciones en la carca-sa para el control de las inyecciones de oxígeno y carbono y la evolución de la escoria espumosa [4, 5]. Últimamente

Por Jorge Madías*

112


ha tomado impulso en plantas nuevas la carga continua de chatarra con ventajas operativas y de recuperación de energía [6]. En los EE.UU. se han modificado al-gunos hornos para poder cargarlos con una sola cesta, eliminando así los tiem-pos muertos asociados a la carga de múltiples cestas [7, 8].

Como para estas plantas es importan-te instalarse cerca del mercado, suelen estar localizadas en zonas urbanas. En este sentido las acerías eléctricas se han equipado con instalaciones de extrac-ción de humos, disminuyendo drástica-mente la emisión de material particulado al aire. Otro aspecto clave es la genera-ción de ruido, que se busca minimizar mediante diversos recursos. Entre ellos cabe mencionar las denominadas «ca-setas de perro» (que encierran al horno) o «casetas de elefante» (que encierran también al horno cuchara y la máquina de colada continua). Otros recursos para minimizar el ruido hacia el exterior son las cortinas de árboles, los muros de tierra de varios metros de alto, la aislación con lana de vidrio de 320 mm de espesor en las paredes y techos de la nave, y la co-municación entre las áreas más ruidosas y con el resto de la planta mediante tú-neles [9].

Metalurgia de cuchara

Estas plantas disponen en su mayoría de un horno cuchara para la realización de las tareas metalúrgicas necesarias: puesta en composición y temperatura, homogeneización química y térmica, ob-tención de un acero que se pueda colar sin inconvenientes.

Las mayores dificultades se presentan con los aceros de bajo carbono para ma-llas electrosoldadas, en los que se requie-re un mejor control de las microinclusio-nes generadas durante la desoxidación, para asegurar que éstas estén líquidas al atravesar las buzas de la cuchara y del repartidor, ya que de lo contrario podrían depositarse y dar lugar eventualmente a la interrupción del colado.

El uso de materiales refractarios dolomí-ticos en la línea de escoria y en las pa-redes de las cucharas, junto al uso de escorias saturadas en silicato dicálcico, con bajo contenido de alúmina y óxido de hierro, esto último por medio de la adición de carburo de calcio, ha permi-tido duplicar y hasta triplicar la vida de los revestimientos de cucharas en las plantas que producen aceros calmados al silicio manganeso, como los que nos ocupan [10]. Esto permite un importante descenso del costo específico de mate-riales refractarios. Hay plantas latinoame-ricanas que están obteniendo en forma

consistente vidas de 250 a 300 coladas, sin reparaciones intermedias.

Colada continua

Los productos largos comunes se ela-boran a partir de palanquillas. La modali-dad usual de colado es a chorro abierto, utilizando buzas calibradas y no buzas sumergidas. Sin embargo, hay plantas que cuelan estos aceros con tubo de protección entre la cuchara y el repartidor y protección gaseosa entre el repartidor y el molde. Esto es particularmente más importante para los aceros de bajo car-bono para mallas.

Para obtener la alta productividad, se han seguido dos caminos paralelos: la pro-longación de las secuencias y el incre-mento de la velocidad de colada. En el primer caso, han jugado un rol central los mecanismos para el cambio automático de buzas y en el segundo caso, la intro-ducción de moldes largos con diseños diferenciados. También ha habido cierta tendencia al incremento de la sección transversal de la palanquilla, hacia los 160 x 160 mm.

Debe tenerse en cuenta que a su vez, la introducción de la carga caliente en mu-chos laminadores de barras de refuerzo de hormigón impone la obtención de una adecuada calidad superficial, interna y de forma en la colada continua, ya que no hay posibilidad de acondicionamiento previo a la laminación.

Cambio automático de buzas calibradasEl primer sistema de este tipo fue con-cebido y realizado en 1993 por personal

de una planta, utilizando las buzas cali-bradas convencionales. En este siglo los proveedores de máquinas de colada continua (FNC de Danieli) y de materiales refractarios (CNC de Vesuvius; MNC de Interstop; Mag-Q de Magnesita) desarro-llaron diversos diseños. En la Figura 1 se presentan vistas de uno de estos siste-mas en la actualidad.

No todos los resultados de estos siste-mas han sido buenos; algunos diseños han sido fuertemente criticados en cuan-to a los resultados operativos y al mante-nimiento [12].

El cambio automático de buza además de hacer posible la prolongación de la se-cuencia al no depender más de la vida de la buza calibrada, permite, con la posibi-lidad de colocar buzas de distinto diáme-tro y así aumentar o disminuir el caudal colado, superar situaciones de coordi-nación de los equipos que anteriormente implicarían el corte de la secuencia.

En las plantas que optan por una parada diaria de horno eléctrico, por el alto cos-to de la energía, se hace posible realizar una secuencia por día. En los fines de semana es posible realizar secuencias más prolongadas. Hay plantas, incluidas algunas latinoamericanas, que realizan secuencias de 60 a 90 coladas sin cam-bio de repartidor [9, 13]. Esto requiere además del cambio automático de buza, recurrir a otros aspectos tales como el uso de mayor espesor de refractario en la línea de escoria, la utilización de una pie-za antiturbulencia de alta alúmina con un importante espesor e incluso, en uno de los casos, la introducción de un termopar para medición continua de temperatura cerca de la carcasa metálica del repar-tidor [9].

Figura 1 Izquierda: Vista inferior del sistema de cambio automático de buzas

calibradas; Derecha: Vista durante el colado [11]

113


Moldes con diseños especialesLos moldes para el colado a alta velo-cidad, además de recurrir al obvio ex-pediente de una mayor longitud, para mantener un espesor mínimo de casca-ra solidificada a la salida del molde han ido modificando su diseño longitudinal y transversal. En el diseño longitudinal se tiende a seguir conicidades múltiples o parábolas que permiten acompañar la contracción de la piel a lo largo del molde minimizando la separación entre el hilo[1] y el molde, facilitando así la extracción de calor a lo largo del mismo. En el diseño transversal se ha tendido a hacer modifi-caciones sobre el tradicional diseño rec-tangular con radio pequeño.

En la década de 1990 las entonces de-nominadas Concast Standard y Thyssen Stahl desarrollaron conjuntamente el mol-de Convex [14], que se introdujo desde entonces en muchas plantas, tanto de productos largos comunes como auto-motrices.

En la misma época la entonces denomi-nada VAI desarrolló el molde Diamold. Las caras y los cantos tienen una fuerte conicidad parabólica en la mitad superior del molde [15]. En la mitad inferior, los cantos no tienen conicidad, para evitar la fricción con la cáscara de acero soli-dificado (Figura 2). Se considera que debido a la transferencia de calor en dos direcciones que tiene lugar en los cantos, el espesor de cáscara obtenido allí en la primera mitad del molde es suficiente.

Hasta 2008 había unas 350 líneas equi-padas con este tipo de molde [16]. Su uso permitió el incremento de la veloci-dad de colada para las distintas seccio-nes coladas. En la Figura 3 se presentan las velocidades alcanzadas en diferentes plantas, que se comparan a su vez con las velocidades alcanzadas con moldes convencionales.

Recientemente se ha publicado el caso de la planta Severstal Cherepovets, que en una modernización implementó mol-des de estas características, de un me-tro de longitud, junto con un sistema de oscilación hidráulico y un enfriamiento secundario que permite un caudal espe-

-locidades 7 m/min y producciones de 34 t/hilos/hora en una máquina que produce palanquillas de 100 x 100 mm en cinco hilos [18].

Figura 2 Diseño de molde Diamold para colada de palanquillas a alta velocidad.

Rasgos exagerados para mejor ilustración [17]

Figura 3 Velocidad de colada estándar en diversas plantas que utilizan el molde

Diamold, en función de las dimensiones de la palanquilla, en comparación con el molde convencional (cuadrados azules) [15]

[1] La palabra hilo (también línea o hebra) en algunos países de habla castellana (veio en portugués y strand en inglés), es la forma de de referirse al semiproducto de colada continua antes que haya sido cortado (una vez cortado es la palanquilla, en este caso).

Conicidad parabólica pronunciada,para un estrecho contacto entre el aceroy el molde de cobre

Geometría de molde para condicionesde contacto óptimas en los ángulosde la parte inferior del molde

080 100 120 140

Teclado de la línea (mm)

Velo

cida

d de

col

ada

160 180 200

Birmingham

Donawitz

Lechstahl

Riva Sise

Avesta

Hangzhou

Ferriere Nord

Kremikovzi

Thy Marcinelle

Bolzano

Vicenza

Wuhan

Unimetal

Piombino

Birmingham

Suez

1

2

3

4

5

6

Por su parte, SMS Concast ha lanzado un nuevo diseño de molde, comerciali-zado bajo la denominación INVEX. Ha sido concebido para poder tener radios amplios en los cantos, minimizando la formación de grietas fuera de ángulo (off-corner), sin correr el riesgo típico de los radios amplios: las grietas longitudinales

en los cantos [19]. La conicidad de los ángulos y las caras es diferenciada. Tie-ne ranuras en la parte externa del tubo, recordando los diseños de los moldes compuestos por placas, típicos de la colada de planchones y tochos grandes (Figura 4).

114


Para productos largos comunes, la prue-ba de este concepto se ha llevado a cabo en dos de los ocho hilos de una máquina de colada continua de palanquillas, con molde de 130 x 130 mm de 25 mm de ra-dio, colando a 5 m/min (650 kg/min/hilo) durante secuencias de varias coladas, acero para barras de refuerzo de hormi-gón y otros aceros al carbono, de entre el 0%, el 15% y el 0,45% C (Figura 5).

También se ha propuesto, en base a los resultados de simulaciones matemáticas, evitar la complejidad en la fabricación del molde manejando la extracción de calor diferencial en cantos y caras por la vía de modificar la camisa de agua implemen-tando separaciones para el agua destina-da a cada parte [20]. Ha habido pruebas industriales de este concepto.

Laminación

Los trenes de laminación para productos largos comunes instalados recientemen-te comparten algunos rasgos, tales como disponer de hornos de precalentamiento de vigas galopantes de alta velocidad, cajas del tipo housingless o en voladi-zo, en disposición continua. Algunos de ellos incluyen la posibilidad de hacer el corte longitudinal de las palanquillas (slitting) para mantener la productividad en las medidas menores de barras, en tanto que otros lo evitan, prefiriendo uti-lizar bloques terminadores de alta veloci-dad, sin las complicaciones y desventa-jas del slitting (Figura 6) [21]. En general, en las plantas nuevas se opta por el blo-que terminador y en las modernizaciones, por el slitting, que es aplicable también a planchuelas, cuadrados y hexágonos.

La mayor parte de ellos incorpora la po-sibilidad de realizar el tratamiento térmico en línea de las barras.

Entre las tecnologías que se han aplica-do con mucho énfasis recientemente en

Figura 4 Molde tubular INVEX de 150 x 150 mm,

cromado interiormente. Se observa el radio amplio y las ranuras talladas en la superficie externa del tubo [19]

Figura 5 Palanquillas de acero para barras de refuerzo de hormigón de 130 x 130 mm, con 25 mm de radio, coladas a 5 m/min

con moldes INVEX [19]

Figura 6 Arriba: Producción horaria de barras de diferente diámetro para mediante

triple corte longitudinal de la palanquilla (slitting) o uso de bloque terminador de alta velocidad; abajo: ahorros de costo con bloques terminadores de alta

velocidad en comparación con el slitting [21]

0

20

8

40

60

80

100

120

140

Tone

lada

s/ho

ra

10 12

Diámetro de barras (mm)

Diámetro de barras (mm)

Slitting en tres líneas

14 16

Bloque terminador de alta

Ventas x número de barras

Diferencia en costo de guías

Menos cobles y cortes

Menos barras cortas

0

20

40

8 10 12 16

60

80

100

120

140

Tone

lada

s/ho

ra

115


la laminación de productos largos comu-nes, cabe mencionar la carga caliente de palanquillas y la laminación continua, que se discuten separadamente. También se analizan algunos avances recientes en el tratamiento térmico en línea de las barras de refuerzo y las tendencias en la lami-nación de productos de pequeña sección para herrería.

Carga calienteLa técnica de la carga de semiproductos calientes en el horno de precalentamien-to de laminación, desarrollada en diver-sas plantas para planchones y tochos de grandes secciones luego de la segunda crisis del petróleo, en la década de 1980, se está teniendo en cuenta en el dise-ño de las plantas para la producción de barras de refuerzo de hormigón, sobre todo en la última década. Se aplica una disposición de los equipos que permite que las palanquillas sean enviadas en forma directa al horno de precalenta-miento de laminación, sin pasar por el enfriamiento y almacenamiento en el pa-tio de palanquillas.

Esta práctica, que permite disminuir el consumo específico de energía, el acor-tamiento del tiempo de proceso y la mini-mización del almacenaje de palanquillas en playa, pone a su vez en tensión toda la línea de producción, ya que requiere de una adecuada coordinación de toda la línea de producción y de una calidad uniforme de acero líquido y palanquillas que son enviados a los procesos aguas abajo.

En un artículo previo del mismo autor se han citado diversas plantas latinoameri-canas productoras de barras de refuerzo y alambrón que están aplicando amplia-mente esta metodología [22].

Laminación continuaHay dos variantes; una de ellas, la más extendida, consiste en el soldado de los extremos de las palanquillas luego del precalentamiento y antes de la lamina-ción; la otra consiste en el envío directo del hilo, sin corte intermedio, a la lamina-ción.

La primera de estas tecnologías se co-noce bajo los nombres comerciales de EWR (Endless Welding Rolling) y EBROS (Endless Bar Rolling System). El sistema consiste en una máquina de soldar por centelleo (flash welding), que une los ex-tremos de las palanquillas precalentadas. La primera instalación de este tipo se in-trodujo en el tren de alambrón de Tokyo Steel en 1998, acompañada de una alta

[23].

El tiempo que toma la soldadura depen-de de la profundidad a soldar, y ésta a su vez del estado de la superficie de corte. En la Figura 7 se presentan los tiempos del ciclo de soldadura sobre secuencias de 35 palanquillas, para las plantas de Deacero (México), Tiangshan (China) y ALPA (Francia) [24].

En la observación metalográfica de pa-lanquilla en la zona soldada se suele observar una línea blanca. Esta línea también es visible en las barras lamina-das, hasta un diámetro de 20 mm, desa- pareciendo para dimensiones menores. Las propiedades mecánicas no se ven afectadas [24].

Además de aumentar la capacidad de producción del tren, permite incrementar el rendimiento metálico del laminador, al eliminar cortes de punta y cola de cada palanquilla y productos de longitud no conforme en la mesa de enfriamiento, así como disminuir el desgaste de las guías [23]. En la Figura 8 se presentan los re-sultados de un cálculo de las mejoras en productividad y rendimiento metálico, para diferentes cantidades de palanqui-llas soldadas entre sí, en función del peso de la palanquilla.

En plantas nuevas, en algunos casos se está dejando el espacio entre el horno de precalentamiento y el laminador para po-sibilitar la introducción futura de la máqui-na de soldar [25].

Las unidades EWR más recientes tienen un sistema avanzado para el control fino y el monitoreo del centelleo. Hasta 2005

había 11 unidades EWR instaladas en la-minadores de barras, barras en rollos y alambrón [24].

La otra tecnología de laminación conti-nua de productos largos, menos difun-dida, fue implantada inicialmente para aceros especiales, bajo la denominación comercial de Endless Casting Rolling. Re-cientemente se aplicó a la producción de barras de refuerzo de hormigón, en una miniplanta de 300.000 t/año que arrancó en setiembre de 2009 (CMC Steel Ari-zona) que se presenta como un nuevo concepto de microplanta para la produc-ción de barras de refuerzo [26]. La ace-ría dispone de un horno eléctrico de 30 t, con un tiempo de colada a colada de 45 min, un horno cuchara y una máquina de colada continua de un hilo de 130 x 130 mm. Un horno de inducción vincula la colada continua con el laminador (Fi-gura 9), como en la antigua disposición de Siderúrgica Cearense.

El laminador consiste en dieciséis cajas en configuración horizontal/vertical. El desbastador consta de ocho cajas en vo-ladizo. Las ocho cajas del intermediario y el terminador son del tipo housingless y están equipadas con carro de cambio rápido, que hace posible el cambio del laminador en menos de quince minutos. Unas galgas especiales están localiza-das a lo largo del laminador para la me-dición en línea del peso de la barra y el monitoreo del desgaste de los canales. Las cajas intermediarias y terminadoras tienen la posibilidad de ajuste bajo carga del espacio entre los rodillos, trabajando

Figura 7 Duración de ciclo de soldadura para secuencia de 35 palanquillas soldadas

por los extremos, en tres plantas [24]

15

7

9

11

13

15

17

19

21

23

3 5 7 9 11 13 15 17 19 21 23 25 27 29 31 33 35

Dur

ació

n de

cic

lo d

e so

ldad

uras

(s)

Palanquillas soldadas

Profundidad a soldar = 20


Deacero - palanquillas de 160 x 160 mm


Tiangshan - palanquillas de 165 x 165 mm

ALPA - palanquillas de 130 x 130 mm

116


Figura 8 Mejoras en capacidad de producción y rendimiento metálico calculadas para diferente cantidad de palanquillas

soldadas, en función del peso de la palanquilla [24]

Figura 9 Disposición de la máquina de colada continua de un hilo, el horno de inducción y el inicio del laminador en la planta

de CMC Steel Arizona, para la laminación continua de barras de refuerzo de hormigón [26]

70,0

75,0

80,0

85,0

90,0

95,0

100,0

105,0

110,0

Pro

ducc

ión

(t/h)

Cantidad de palanquillas

Palanquilla de 2,5 t


Palanquilla de 2 t

Palanquilla de 1 t

1 10 100 1.00096,0

96,5

97,0

97,5

98,0

98,5

99,0

99,5

100,0

Ren

dim

ient

o m

etál

ico

(%)

Cantidad de palanquillas



Palanquilla de 2 t

Palanquilla de 1 t

1 10 100 1.000

Extracción yenderezado Calentamiento

por inducción

Área de corte

Palanquilla de 10 m

Palanquilla de 30 m, semi sin fin

Área de colada

en circuito cerrado con las galgas [26]. Después de la última caja terminadora se encuentra el sistema para el temple y au-torrevenido en línea.

Avances en el tratamiento térmico en líneaEl tratamiento térmico en línea de las barras de refuerzo de hormigón es una tecnología que proviene de la investiga-ción desarrollada por el CRM de Bélgica, a mediados de la década del 70. Se ha ido imponiendo, bajo diversas denomina-ciones, en todos los continentes excepto América del Norte. Permite economizar manganeso y/o elementos microaleantes y obtener barras soldables.

En tiempos recientes se ha trabajado en la modelización de este sistema y en su aplicación en línea para el control del pro-ceso. Se utiliza un modelo térmico para el templado, autorrevenido y enfriamiento al

aire en la mesa de enfriamiento; un mo-delo de los cambios de fase de austenita a martensita, bainita, perlita y ferrita, y un modelo de predicción de las propieda-des mecánicas, acoplados entre sí, y que alimentan a su vez a un modelo de red neuronal artificial. El control del proceso es del tipo feed forward, donde las varia-bles se ajustan cuando no se alcanzan los niveles objetivos. Se utilizan los datos de la sección transversal real de la pa-lanquilla, la temperatura de la barra a la salida del horno de precalentamiento, a la salida del desbastador y a la salida del terminador, la velocidad de laminación, el caudal de agua, la activación y desactiva-ción de toberas de agua de enfriamiento, la presión de agua, la temperatura de la barra luego del templado y en la mesa de enfriamiento [27].

En la Figura 10 se presenta una compa-ración entre los resultados predichos por el sistema y los reales, en términos de

resistencia a la tracción, límite de fluen-cia y relación entre ambos, mostrando un acuerdo aceptable. El sistema se está aplicando en Riva Acciaio, Verona, Italia, y en Siderúrgica Sevillana, Sevilla, Espa-ña.

Se han realizado estudios de largo pla-zo respecto a la corrosión de las barras tratadas, en comparación con barras sin tratar, verificándose un mejor comporta-miento de las primeras [28]. Hay en cam-bio cuestionamientos sobre el comporta-miento de estas barras en condiciones sísmicas [29].

Recientemente se ha propuesto la ob-tención de barras con bajos tenores de carbono y manganeso, por la vía de la obtención de bainita fina o ferrita acicular en la superficie, en lugar de martensita. Esto se ha investigado mediante lamina-ción piloto, con vistas a la producción de barras para áreas sísmicas, donde son

117


usuales requisitos de alto alargamien-to o alta relación entre la resistencia a la tracción y el límite de fluencia (mayor que 1,35), como sucede en varios países latinoamericanos. Para ello se ha proba-do un enfriamiento superficial previo al ingreso al terminador, y un enfriamiento posterior [30].

Laminación de perfiles pequeños para herreríaEstos productos son livianos y su intro-ducción en laminadores de alta producti-vidad implica serias limitaciones a la ob-tención de una performance adecuada. Pero a su vez son de alto precio relativo por tonelada. Una de las soluciones pro-puestas, que se ha desarrollado y aplica-do de manera importante en América La-tina, es la de los laminadores de perfiles pequeños, o LPP.

Estos laminadores utilizan como materia prima alambrón de acero SAE 1020 en diámetros desde 6,3 a 25,4 mm en fun-ción del rango de medidas a obtenerse. La primera planta fue instalada en el año 2000. En la Figura 11 se presenta una disposición típica de los equipos que componen este tipo de laminador. Se encuentra en primer lugar la soldadora de alambrones, para permitir el ingre-so continuo de material al laminador; el descascarillador mecánico; la endereza-dora, el horno de inducción, el laminador propiamente dicho, que puede contar de dos cajas; la tijera de corte y la mesa de enfriamiento.

La producción de este sistema está en el orden de las 5 t/h. Se pueden fabricar planchuelas de 9,5 a 25,4 mm de ancho, en espesores de 2,5 a 6,4 mm; ángulos de 12,7 a 16 mm, en espesores de 2,5 a 3,2 mm y cuadrados de 6,4 a 10 mm.

Figura 11 Disposición típica de un laminador de perfiles pequeños que utiliza

alambrón como materia prima

a) Límite de fluencia

500500

510

520

530

540

550

560

570

580

590

520 540

Calculado

Med

ido

(MPa

)

560 580

b) Resistencia a la tracción

590 610 630 650 670 690590

610

630

650

670

690

Calculado

Med

ido

(MPa

)

c) Resistencia a la tracción/Límite de fluencia

1,15 1,17 1,19 1,21 1,23 1,25 1,271,15

1,17

1,19

1,21

1,23

1,25

1,27

Calculado

Med

ido

Figura 10 Comparación entre valores calculados y medidos de la resistencia a la tracción, el límite de fluencia y la relación

entre ambos, de barras de refuerzo de hormigón con temple y autorevenido en línea [27]

Recolecciónde laminados

Banco de preparación de rollo

Alimentación de alambrón descarrillado

Enderezado

Inductor

Caja 1

Caja 2

Tierra

Mesa de rolillo

Mesa de enfriamiento de viga galopante

Púlpito

Soldadura

118


Conclusiones

La tecnología de producción de aceros largos comunes está evolucionando en forma permanente, en la búsqueda del aumento de la productividad y la mejora de los costos, con énfasis en el primer aspecto en tiempos de alta demanda y en el segundo en tiempos de crisis. En todas las etapas del proceso hay pro-gresos importantes, algunos de los cua-les han tenido lugar en América Latina. Siguen surgiendo nuevos conceptos de miniplantas compactas, para atender la necesidad de mercados locales en base al reciclado de la chatarra generada en la zona, con tecnologías actualizadas de aceración, colada continua y laminación.

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Avances recientesen laminación de chapa gruesa




120


La realización de grandes

obras de infraestructura, las

inversiones crecientes en la

explotación de hidrocarburos

y la demanda de transporte

marítimo en algunos grandes

países en desarrollo, ha

incrementado notoriamente la

demanda de chapa gruesa en los

últimos años. Esto ha llevado

a la construcción de nuevos

laminadores y la modernización

de los existentes. En este proceso,

se ha verificado tendencias

hacia el aumento del espesor y el

ancho de las chapas producidas,

así como un mayor uso de los

conocimientos metalúrgicos

para obtener las propiedades

deseadas.


Introducción

Los laminadores de chapa gruesa están entre las máquinas de elaboración de metales más poderosas de la tierra. Por muchos años esa potencia fue el factor central en su ingeniería de diseño, vién-dose a los laminadores como la herra-mienta para convertir geométricamente a los lingotes en chapas. El posterior incremento en el conocimiento metalúr-gico fue importante, pero solamente se aplicaba el endurecimiento por solución sólida [1]. Finalmente, el desarrollo de los aceros microaleados trajo nuevas posibi-lidades a la operación de los laminado-res, que implicó a su vez cambios en el diseño.

Un fenómeno particular ha sido la cons-trucción de laminadores para chapa de 5-5,5 m de ancho, demandada por la industria naval para minimizar las solda-duras en el casco de los barcos y por la industria del gas para las cañerías de mayor diámetro. También ha habido una tendencia a obtener chapa gruesa en bobinas, por la vía del desarrollo de bobinadoras de nuevas características. Otra área de desarrollo ha sido la del tratamiento térmico en línea de la chapa, con procesos que permiten obtener un producto de muy alta resistencia con tra-tamientos térmicos en línea.

El crecimiento dimensional ha exigido la utilización como materia prima de plan-chones de colada continua de gran es-pesor (hasta 400 mm) y lingotes de gran tamaño y ha requerido esfuerzos parti-culares en campos como los ejes y los cilindros de laminación.

En el presente trabajo se reseñan algu-nos de los avances en estos campos. Se incluye tanto la denominada chapa ancha (por ejemplo, de más de 2 metros de ancho) como la chapa gruesa (por ejemplo, de más de 10 mm de espesor), sean producidas en forma de chapas di-mensionadas o como bobinas.

Laminadores

Hay laminadores convencionales especí-ficos para chapa gruesa; laminadores del tipo Steckel para este fin y laminadores de chapa en caliente de menor espesor, que extienden su producción a la chapa gruesa.

La disposición típica de un laminador convencional específico para chapa gruesa consiste en un amplio patio de planchones a temperatura ambiente que son llevados a temperatura de laminación en un horno de precalentamiento; el pro-ceso de laminación realizado en una caja desbastadora y una caja terminadora re-versibles, con un espacio amplio para el enfriamiento entre ambas operaciones, necesario para la laminación termomecá-nica; enfriamiento rápido, planchado en caliente, enfriamiento en lecho, corte en línea y a veces tratamiento térmico fuera de línea (Figura 1) [2-4]. Es un proceso discontinuo, con un elevado consumo de energía y un importante requerimiento de mano de obra, particularmente en la línea de corte [2].

Dependiendo de las dimensiones del planchón a laminar y de las dimensiones finales del producto, puede ser necesa-

Por Jorge Madías*

121


rio realizar pasadas de ensanchamiento, que se hacen inmediatamente después del precalentamiento y en las que se suelen aplicar reducciones bajas. En la Figura 2 se presenta un ejemplo de un diseño de pasadas para una situación que requiere ensanchamiento [5].

Una alternativa ya utilizada para otros productos laminados, que se está ten-diendo a utilizar para laminar chapa grue-sa, es el laminador Steckel. Consiste en una caja reversible, con bobinadoras con calentamiento del lado de entrada y del lado de salida, que permiten almacenar la longitud desarrollada y retener el calor (Figura 3). Esto ofrece la posibilidad de obtener piezas de peso elevado y una alta utilización de la planta.

Para concretar esto, que se ha asimila-do en la producción de chapa gruesa a la evolución que significaron las mini acerías en la fabricación de productos largos, se han debido superar una serie de problemas de ingeniería. Entre las empresas pioneras de este concepto han estado Oregon Steel, Tuscaloosa e IPS-CO, en Estados Unidos y Canadá.

Entre las limitaciones de estos laminado-res cabe mencionar que para maximizar el ahorro de energía se requieren plan-chones de un espesor medio (por ejem-plo 170 mm) y carga caliente siempre que sea posible. Esto limita el espesor máximo que se puede obtener y el rango de microaleantes que se utilizan, ya que no todas las composiciones de estos aceros son pasibles de carga caliente. No se hacen pasadas de ensanchamien-

Figura 1 Disposición de los equipos en un laminador convencional de chapa gruesa [2]

Hornos deprecalentamiento

Flujo de materiales

Espacio parael enfriamiento

TerminadorEnfriamiento

aceleradoDesbastador

Descascarilladorprimario Descascarilladores

secundariosPre-planchador

en calientePlanchadoren caliente

Mesa de enfriamiento

Línea de corte

Figura 2 Ejemplo de diseño de pasadas en un laminador de chapa ancha, para un producto que requiere pasadas de ensanchamiento [5]

0,0

5,0

10,0

15,0

20,0

25,0

30,0

35,0

40,0

45,0

1 2 3 4 5 6 7 8

Pasada N°

Pasadas deensanchamiento

Pasadas dedesbaste

Pasadas determinación

Red

ucci

ón (%

)

9 10 11 12 13 14 15

to; las máquinas de colada continua que producen los planchones más anchos del mundo (de más de tres metros) ali-mentan laminadores Steckel [6].

Hay variantes como el laminador Steckel de cajas gemelas, que permite una doble reducción en cada pasada, acortando los tiempos de proceso y minimizando pérdi-das de temperatura en la crítica segunda etapa del laminado termomecánico [7].

En las modernizaciones recientes de los diversos tipos de trenes que laminan chapa gruesa, se suele incluir la repoten-ciación de los motores, la modernización de los sistemas eléctrico, mecánico y de automatización, nuevos modelos de pro-ceso y la incorporación o mejora de sis-temas de aseguramiento de la planitud y de la corona térmica, entre otras medidas [3, 7-9].

122


El incremento de dimensiones en los productos ha llevado a modificar los di-seños de partes del laminador como los ejes, los cilindros y en el caso particular de los laminadores de chapa en caliente que incorporaron chapa gruesa, las bo-binadoras.

Perfil y planitudExisten diversos sistemas para asegurar estos aspectos claves en los laminado-res de chapa gruesa. Uno de los que se ha difundido recientemente es el denomi-nado CVC Plus (Crown Variable Control). Se basa en la combinación de doblado y levantamiento axial de los cilindros de tra-bajo y un modelo del proceso. Para cada pasada, el ajuste de la fuerza de dobla-do y de la posición de levantamiento se determina considerando las condiciones reales del proceso y del equipamiento (fuerza de laminación, expansión térmica del cilindro de trabajo, desgaste del mis-mo), de manera tal que puedan obtener-se el perfil y la planitud objetivo para un producto dado [9].

Al tener la posibilidad de manejar ade-cuadamente la corona térmica y la pla-nitud, se puede incrementar la reducción en las pasadas finales, disminuyendo el número de pasadas (Figura 4) y aumen-tando por lo tanto la capacidad de pro-ducción del laminador [10].

Baosteel ha realizado recientemente un trabajo de mejora continua para disminuir los rechazos por diferencias de espesor, eliminando los rechazos por cabeza con espesor por encima de tolerancia y dismi-nuyendo a la mitad los correspondientes a espesor por debajo de tolerancia. Para ello tuvo en cuenta que la menor tempe-ratura de la cabeza y la gran variedad de relaciones de ancho entre el planchón y la chapa (de 1 a 4), eran factores inheren-tes al proceso y trabajó sobre la precisión del ajuste de la fuerza de laminación [11].

Barras de transmisiónEl diseño básico de las cajas laminado-ras no ha cambiado: un motor eléctrico hace girar un eje, directamente o a través de un reductor; el eje a su vez hace girar un conjunto de cilindros en direcciones opuestas. La mayor parte de los lamina-dores para chapa gruesa son reversibles, por lo que el torque es aplicado al eje tanto en dirección de las agujas del reloj como en la dirección contraria.

El diseño que se dio inicialmente a las barras de transmisión es el llamado «tipo deslizador» (Figura 5a). Tenían el proble-ma de requerir engrasado y podían fallar en forma repentina, dañando otras partes del sistema. A fines de la década del 90 fueron reemplazadas en los laminadores

Figura 3 Laminador Steckel de chapa gruesa

Figura 4 Incremento de la reducción en pasadas finales y disminución del número de pasadas con la utilización de la tecnología CVC Plus para el manejo

del perfil y la planitud [10]

0

5

10

15

20

25

30

35

1Pasada N°

V sin CVC V con CVC

Red

ucci

ón (%

)

2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13

de chapa gruesa por las barras de trans-misión cardánicas o de junta universal (Figura 5b).

Los ya mencionados laminadores de chapa gruesa de 5 m de ancho, insta-lados sobre todo en plantas chinas, a comienzos del siglo XXI, tienen una po-tencia de hasta 2 x 10.000 Kw y cilindros de 1.100 mm de diámetro como mínimo. La mayor parte de ellos están equipados con el ya mencionado sistema CVC para el control de planitud y de perfil. El CVC requiere que los ejes tengan un sistema de compensación de longitud para seguir la posición del cilindro de trabajo. Se in-trodujeron ejes cardánicos con este sis-

tema y acoples hidráulicos de seguridad para prevenir la sobrecarga. A pocos me-ses de que los laminadores arrancaran, comenzaron las fallas de los ejes. Para entender el problema, se introdujo un sis-tema de monitoreo del torque en un eje motor. Se encontró que el torque en el eje era 1,6 veces el torque del motor. Los ele-mentos de seguridad no pudieron preve-nir esta sobrecarga por su posición [12].

Esto llevó a regresar al sistema de eje deslizador, que puede trasmitir más tor-que que el cardánico por tener menos partes y una superficie de contacto más amplia. Se hizo un análisis de tensiones basado en elementos finitos, que mostró

123


que se podía duplicar la capacidad de transmisión de torque teniendo en cuen-ta muchos pequeños detalles de diseño. Se fabricó un sistema de lubricación con aceite en circuito cerrado, que tiene ade-más un efecto refrigerante prolongando la vida del eje. Hubo que integrar el siste-ma de compensación de longitud. Estos ejes (Figura 5c) se comenzaron a instalar desde el año 2006 con buen resultado. En el futuro se espera modificar el siste-ma de lubricación.

CilindrosTambién en este campo los nuevos lami-nadores de chapa de 5 m de ancho han planteado desafíos. Se utilizan cilindros obtenidos a partir de lingotes forjados de aceros al cromo. En primer lugar, hubo que resolver cuestiones logísticas y de proceso, que se han discutido en detalle en un trabajo previo [13]. Hay rodillos de 180 t de peso terminado, lo que implica un peso de colado de unas 300 t, y los consiguientes requerimientos de grúas, transporte interno y externo, moldes para el colado, hornos para tratamiento térmi-co y máquinas herramientas.

En segundo lugar, es clave minimizar problemas que ocurren durante la soli-dificación de los lingotes, tales como el rechupe primario, el rechupe secunda-rio, la segregación en V y en A, etcétera. Estos problemas no se resuelven en los pasos posteriores, ya que para lingotes de estos tamaños, la relación de reduc-ción durante el forjado es muy baja. Para prevenir las situaciones que pueden ocu-rrir durante la solidificación del lingote se utilizan herramientas de modelado [14].

BobinadorasEn el desarrollo de nuevas bobinadoras para chapa gruesa han incidido dos ten-dencias. Por una parte, la demanda de aceros de más de 1.300 MPa de resisten-cia a la tracción, destinados a estructuras pesadas o para componentes particular-mente resistentes a la corrosión y la abra-sión. Por otra parte, está la demanda de tubos de alta resistencia, como API X70, X80 y X100 con espesores de hasta 25,4 mm. Esto ha llevado a que algunos lami-nadores de chapa en caliente bobinada hayan ampliado el rango de sus produc-tos, necesitando el desarrollo de nuevas bobinadoras.

En particular, el bobinado de chapa grue-sa para tubos demanda un torque de do-blado plástico del 250% mayor que el que puede ser alcanzado con las bobinado-ras universales. Otro aspecto complejo es lograr que el bobinado sea a tempe-ratura constante, para asegurar homoge-neidad de propiedades de la punta a la cola.

Figura 5 a. Barra de transmisión tipo deslizador de viejo diseño;

b. barra de transmisión cardánica para laminador de chapa gruesa; c. barra de transmisión tipo deslizador de nuevo diseño, con la cabeza

del eje conectada con el extremo de cara estriada [12]

a.

b.

c.

Figura 6 Esquema de bobinadora UNI Plus para chapa gruesa de hasta 25 mm de espesor [15]

Rodillo de arrastre superior

Rodillo de arrastre inferior

Mandril

Rodillo envolvedor 3



Cubierta

Rodillo vertedor

Rodillo de sujeción

124


Una de las soluciones adoptadas es la bobinadora denominada UNI Plus, cuyo diseño básico se presenta en la Figu-ra 6. La chapa ingresa a la bobinadora guiada por rodillos y es envuelta por tres rodillos alrededor de un mandril. Fuertes guías laterales hidráulicas sincronizadas mecánicamente y con bajos valores de fricción, aseguran un guiado ajustado del fleje. Un rodillo de sujeción aproximable se ubica antes de los rodillos de arras-tre y mantiene a la chapa entre las guías laterales, especialmente la cola. Los ro-dillos de arrastre aseguran el transporte de la cabeza de la chapa al mandril y dan soporte al bobinado de la primera vuelta; luego mantienen el fleje en tensión. El ro-dillo vertedor soporta el bobinado inicial y descansa sobre el fleje durante el resto del bobinado. Se ha adicionado un siste-ma de enfriamiento para generar bobinas ajustadas y reducir la tendencia a la aper-tura de las últimas vueltas [15].

Para el desarrollo de la bobinadora se ha utilizado la simulación térmica y mecáni-ca, basada en el método de elementos finitos. En la Figura 7 se observa la distri-bución de tensiones en la chapa y la for-ma que toma luego de la primera vuelta.

En la Tabla 1 se detallan características de algunos laminadores de chapa en ca-liente que han expandido su producción a chapa gruesa bobinada.

Figura 7 Simulación del proceso de bobinado. Tensiones equivalentes en la chapa [15]

4

3

2

1

9

0

4.500 e2

3.600 e2

2.700 e2

1.800 e2

9.000 e1

1

Tabla 1 Características de algunas plantas que han incorporado bobinadoras de chapa gruesa [15, 16]

Planta País Bobinadoras Ancho máximo Tipo de acero Año de chapa (mm)

ArcelorMittal Bremen Alemania 1 2.150 Para tubos 2008

ThyssenKrupp Stahl Alemania 3 2.030 Para tubos 2008

SSAB Tunplat Suecia 2 1.650 Ultra alta resistencia 2008 2010

Bhushan Steel & Strip India 1 1.680 Para tubos 2009

China Steel Corporation Taiwán Sin datos Sin datos Para tubos 2009

Salzgitter Flachstahl Alemania 1 2.000 Ultra alta resistencia 2010 y para tubos

ThyssenKrupp Steel EE.UU. 3 1.890 Ultra alta resistencia 2010 y alto grado

Una de las dificultades que surgen en la laminación de chapa gruesa bobinada es que a diferencia de los laminadores es-pecíficos para chapa gruesa, en los lami-nadores de chapa bobinada en caliente no hay tiempo para esperar a que baje la temperatura de la chapa para hacer la la-minación termomecánica requerida para obtener buena resistencia al impacto, porque la productividad del tren se vería

resentida. Un enfriamiento forzado puede implicar en este caso problemas de for-ma de la chapa y de insuficiente potencia para laminar [16].

En la Figura 8 se presenta un esquema térmico típico para la laminación de cha-pa gruesa en laminadores de chapa en caliente.

Tratamiento térmico en línea

Las chapas gruesas requieren en muchos casos de la realización de tratamientos térmicos, que preferentemente deberían ser realizados en línea, para obtener la microestructura y propiedades deseadas (Figura 9). El enfriamiento acelerado es

125


la opción más difundida, aunque también puede utilizarse el temple directo.

Para este propósito se han desarrollado diversos procesos. Entre los más conoci-dos se encuentra el denominado MULPIC (Multi-Purpose Interrupted Cooling), del Centre for Research in Metallurgy (CRM) [4, 18]. En la Figura 10 se presenta el as-

Figura 8 Esquema de la evolución de la temperatura de la barra durante la laminación termomecánica de chapa gruesa

en un laminador de chapa en caliente [16]

Figura 9 Velocidades de enfriamiento y microestructuras en el procesamiento termomecánico [17]

M: martensita; F: ferrita; B: bainita; P: perlita.

Tem

pera

tura

Tiempo

Temperatura debobinado 570-710°C

Precalentamiento a 1.160-1.290°C

Laminación de desbaste

Laminación de terminación 810-920°C

Enfriamiento laminar

Tem

pera

tura

Laminación ytemple directo

M

B

F

P

200

400

600

800

1.000

1.200

Laminación yenfriamiento acelerado

Laminación yenfriamiento al aire

pecto de la instalación proyectada para la planta de Sumitomo Kashima, que arran-có en diciembre de 2010.

Para una mayor flexibilidad en las condi-ciones de enfriamiento, hay plantas que disponen tanto del enfriamiento laminar típico de los laminadores de chapa en caliente como de enfriamiento con ro-

ciadores, particularmente útil cuando se necesita tratar chapa muy gruesa con alta velocidad de enfriamiento y con la fi-nalidad de obtener, al mismo tiempo, una buena planitud [10]. En la Figura 11 se presentan esquemas de ambos sistemas de enfriamiento.

126


El enfriamiento de la chapa con rociado-res está siendo investigado en detalle. Por ejemplo, se ha desarrollado reciente-mente una metodología para poder hacer mediciones cuantitativas de la transferen-cia de calor por rociado de agua sobre la superficie rugosa de la chapa. Se ha encontrado que la rugosidad perturba la capa límite y que el coeficiente de trans-ferencia de calor aumenta hasta el 200% con respecto a una superficie lisa [19]. En similar dirección, se está investigando la aplicación de agua con nano partículas de TiO2 [20].

Es importante poder prever las propie-dades a obtener mediante modelos de simulación, para monitorear en tiempo real los resultados y evitar el descarte o re-trabajo de materiales producidos. Uno de los sistemas comercializados con este propósito, desarrollado por Danieli y el CSM (Centro Svilluppo Materiali) se denomina Plate Quality Monitor (PQM) y fue implantado por primera vez en 2010 en una siderúrgica iraní [21].

Desarrollo de aceros

Entre los desafíos que plantea la produc-ción de chapa gruesa de alta resistencia está la obtención de un tamaño de grano fino con la mayor uniformidad posible en-tre la superficie y el interior de la chapa. En este sentido, es importante la relación entre las dimensiones del planchón y las del producto final, que afecta el diseño de las pasadas de desbaste [5].

La utilización de elementos microaleantes es otro factor central. En la producción de chapa gruesa microaleada ha preva-lecido el niobio. Este elemento, como es sabido, se combina de manera estable con el carbono y el nitrógeno, transfor-mándose en un poderoso endurecedor por precipitación. Impide y finalmente detiene la recristalización de la austenita, llevando a bordes de grano largos en una microestructura deformada. Esto a su vez genera muchos sitios para la nucleación de la ferrita, que de esta forma constitu-ye un grano fino, como otra contribución al endurecimiento. Estos mismos rasgos microestructurales son favorables para la tenacidad del material [1].

La explotación de las propiedades del niobio toma muchas formas, de las cua-les la más difundida es la laminación ter-momecánica. El desbastado es conven-cional, aunque se prefieren las máximas deformaciones que se puedan obtener para afinar el grano austenítico. A medida que se alcanza la temperatura en que la recristalización se detiene, la laminación cesa y se reinicia a unos 850°C, con la recristalización suprimida. Se procede luego a las pasadas de terminación. Si

se trata de un laminador con potencia suficiente y equipado con enfriamiento acelerado, se tiende a un terminado casi isotérmico seguido de un enfriamiento rápido y una transformación a estructura predominantemente bainítica [1].

Es conveniente minimizar el tamaño de grano ferrítico. Para esto es necesario que el grano austenítico sea fino y que, al comenzar la transformación, tenga la mayor cantidad posible de energía de deformación retenida. El tamaño de grano austenítico fino hay que obtenerlo antes de que haya precipitación de car-bonitruros de niobio, porque esto inhibe la recristalización. Debe alcanzarse un balance entre una estructura completa-mente recristalizada (deformación a alta temperatura) y un mínimo proceso de crecimiento (menor a temperaturas más bajas). Esto implica laminar entre 1.150 y 1.000°C. A su vez, la energía de defor-mación se retiene cuando ya están pre-

sentes los precipitados y actuando para prevenir la recristalización. A medida que la chapa se enfría, se da la precipitación a un nivel que paraliza la recristalización dentro de los tiempos normales entre pasadas. Esto sucede entre 950 y 900°C [1].

Los beneficios del niobio tienen su cos-to: el riesgo de grietas transversales en la colada continua; las dificultades para la carga caliente, debido al tiempo y tem-peratura que necesitan los precipitados para volverse a disolver; el aumento de la resistencia del acero cuando la recris-talización se detiene. Esto último implica una necesidad de mayor potencia para laminarlo y finalmente una menor utiliza-ción del equipamiento. Esto es debido a que como una mejor tenacidad y menor temperatura de transición dúctil-frágil re-quieren una alta relación de reducción, los tiempos de espera para que la tempe-ratura baje pueden ser varias veces más

Figura 10 Proyecto de instalación MULPIC para tratamiento térmico de chapa gruesa

en línea en la planta de Sumitomo Kashima [18]

Figura 11 Enfriamiento laminar (izquierda) y mediante rociadores (derecha) [10]

127

largos que los tiempos de laminación. Esta pérdida de producción se puede compensar con el laminado de piezas múltiples (Figura 12).

Todas las desventajas mencionadas se pueden resolver, pero esto influencia el diseño de la planta. Para que el lamina-dor obtenga todas las ventajas del uso de microaleantes, debe tener una alta potencia instalada del orden de 4 MW por m de ancho (8MW/m a plena carga). La capacidad de carga máxima debería estar en el orden de las 2.000 t por metro de ancho. En el enfriamiento acelerado de chapa para tubos, se debería poder obtener un enfriamiento de 20°/s o más, para un espesor de 20 mm. Para poder hacer la laminación de piezas múltiples se requiere un modelo de coordinación que describa el proceso metalúrgico [1, 22].

Conclusiones

La producción de chapa gruesa ha dado un salto importante en cuanto a cantidad, dimensiones y calidad, acompañando los desarrollos recientes en infraestructu-ra en China y otros países.

Esto ha implicado un desafío para los diseñadores y los metalurgistas, que ha sido superado con soluciones diferentes, según se trate de modernizaciones de laminadores existentes o de plantas nue-vas y de la línea de productos requerida.

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Figura 12 Laminado de piezas múltiples para limitar la pérdida de productividad

en la laminación termomécanica [1]


Procesamientode chatarra para acerías




129

Nuevos adelantos:


La cantidad de materiales

que componen un automóvil

hace que su reciclado sea

de una gran complejidad.

Particularmente, el residuo que

queda luego del fragmentado

ha sido generalmente destinado

a rellenos, a un costo cada vez

más alto y creando un pasivo

ambiental. Se han implementado

diversos caminos para solucionar

este problema, con incentivos

económicos y ambientales.

Introducción

La reutilización de los automóviles al final de su ciclo de vida es un tema que inte-resa en forma directa a los organismos gubernamentales reguladores, la indus-tria automotriz, desmanteladores, frag-mentadores, procesadores de residuos del fragmentado, la industria siderúrgica, los productores de cobre y los propieta-rios de vehículos. Se generan a escala mundial varias decenas de millones de toneladas anuales de vehículos a reciclar. El 80% se recicla en forma de acero frag-mentado en la industria siderúrgica y las fundiciones. El 20% queda en forma de residuos, que actualmente se deposita o incinera. En los países donde el proble-ma es mayor, se han fijado objetivos de aumento del reciclado que implican la ne-cesidad de desarrollar la tecnología y el equipamiento para hacerlo. Por ejemplo, en Japón se ha llegado en el año 2010 al objetivo de reciclar el 95% [1] y la Comu-nidad Europea tiene un objetivo similar para el año 2015.

Esto hace que haya una importante ac-tividad de investigación aplicada sobre este tema en centros de investigación y empresas, financiada total o parcialmen-te por organismos gubernamentales. En este trabajo se presenta un panorama de la magnitud del problema, y se discuten los diversos caminos que se han pro-puesto para resolverlo y su estado actual de desarrollo.

Por Jorge Madías*

* Gerente empresa Metallon, Argentina.

Generación de vehículos al fin de su vida y su reciclado

En los EE.UU. la generación de vehículos que llegan al fin de su vida útil está en el orden de los 13 Mt/año [2]; en la Comu-nidad Europea, se estiman 9 Mt/año [2] y en el Japón 5 Mt/año [3].

El tema es de una gran complejidad regu-latoria, técnica y económica. Por ejemplo, en Japón las responsabilidades abarcan desde el propietario hasta los producto-res e importadores de vehículos (Cuadro 1). En este país la conciencia pública so-bre el tema se despertó a partir del hallaz-go de depósitos ilegales de automóviles viejos en una pequeña isla.

Existe la posibilidad de desmantelar los automóviles y los artefactos domésticos lo más posible antes de someterlos a la fragmentación. Se pueden aplicar di-versos medios físicos luego de la frag-mentación para mejorar la separación. El residuo se puede utilizar directamente para la combustión en cementeras o la inyección en altos hornos, recuperan-do su contenido energético. También se pueden desarrollar procesos para el tratamiento del residuo recuperando di-versos productos: material rico en cobre, material rico en carbono, material rico en hierro, gases, etcétera. Se debe tener en cuenta cómo puede afectar en estos pro-cesos la evolución que tiene el diseño de los automóviles en cuanto a la utilización de materiales.

130


El tema del reciclado de automóviles es relevante para la siderurgia porque en muchos casos es propietaria y operado-ra de este tipo de instalaciones y porque utiliza el producto principal de ellas como materia prima. Existe la posibilidad en es-tas instalaciones de recuperar el cobre y otros elementos que luego no es posible separar en el proceso siderúrgico. Final-mente, la mejora de la performance de reciclado de esas plantas optimiza a su vez la performance ambiental de la side-rurgia.

A continuación se describe brevemente el desmantelamiento de los automóviles y la tecnología de fragmentación; pos-teriormente se detallan tecnologías de separación basadas en análisis químico en línea que se están incorporando a las plantas de fragmentación para mejorar la separación del cobre. Finalmente, se pre-sentan algunas de las tecnologías que se están desarrollando para el reciclado del residuo de fragmentado, vía incineración y otras.

Desmantelamiento

Generalmente, las baterías de los vehícu-los son separadas previamente al frag-mentado y siguen un camino de recicla-do independiente, justificado económi-camente por el valor del plomo que con-tienen. También se separan los motores, si su reventa es factible; los lubricantes y el combustible y los neumáticos, que pueden reutilizarse como tales o seguir un camino de reciclado separado. Otras partes recuperables pueden ser el siste-

ma de embrague, las bombas de agua, los motores de ventanillas y los alterna-dores.

El incentivo para los desmanteladores es fundamentalmente económico y reside en la posibilidad de reventa de lo extraído del auto. De un total estimado de unas 10.000 desmanteladoras de automóviles en América del Norte, 2.000 tienen insta-laciones de desmantelado más avanza-das, que apuntan a modelos de menos de cuatro años de antigüedad, con ma-yores posibilidades de reventa de partes [5]. Como es sabido, en América Latina el ciclo de vida de los automóviles es mu-cho más prolongado; los vehículos llegan al fin de su vida útil al cabo de más años y el interés en la reutilización de las auto-partes a su vez se prolonga.

La operación de desmantelamiento, en general, se hace en forma manual. Los primeros equipos especiales se desarro-llaron para extraer los fluidos. También se han desarrollado unidades móviles de desmantelamiento cada vez más gran-des.

Es obvio que cuanto más a fondo se hace el desmantelamiento, mayor va a ser el grado de pureza de las distintas corrientes de reciclado aguas abajo. Un ejemplo extremo es la planta de WARC (West-Japan Auto Recycle Co., Ltd.), con participación accionaria de Mitsui y Nippon Steel Corporation. Los automó-viles se desmantelan hasta un punto tal que se hace innecesario el fragmentado y, por lo tanto, se elimina de raíz el pro-blema del residuo de las fragmentadoras. El acero para las siderúrgicas se entrega

en forma de paquetes de 50 x 60 x 70 cm [6]. En la Figura 1 se presenta un esque-ma del proceso en esta planta. El mismo proceso se ha propuesto para artefactos domésticos.

Fragmentado

Las plantas de fragmentado se compo-nen generalmente de: a) un rotor pesado que gira a alta velocidad para triturar la chatarra alimentada dentro del alojamien-to del rotor; b) un sistema de limpieza del aire para extracción de polvo primaria y secundaria; c) equipos de separación; y d) una variedad de sistemas para dividir los materiales fragmentados en chatarra ferrosa, no ferrosa y los ya mencionados residuos. Hay sistemas de clasificación, como máquinas de zarandeo, para dis-tribuir la chatarra en diferentes fracciones de tamaño, para su mejor manipulación y separación. Además poseen cintas trans-portadoras para trasladar los materiales.

Hay una gran variedad de sistemas y modelos que suelen clasificarse por el tamaño y por el sistema de limpieza del aire. En cuanto al tamaño, las hay peque-ñas, medianas, grandes y muy grandes (las llamadas megashredders), sea en función de la potencia del motor o de las dimensiones. En Japón la mayor parte de las plantas son pequeñas, en Europa son medianas y algunas grandes y en los EE.UU. predominan las grandes y muy grandes [5].

Con respecto al sistema de limpieza del aire, pueden ser secas, semihúmedas y húmedas. Prácticamente todas las frag-

Cuadro 1 Partes involucradas en el reciclado de automóviles en Japón [4]

Partes Características y roles Número de empresas

Propietarios de vehículos Pagan una tarifa para el reciclado de residuos de fragmentadora, bolsas de aire, CFC – (clorofluorocarbonados) y otros ítems; consignan los vehículos a un recolector registrado

Recolectores (registrados) Establecimientos de venta de autos nuevos y usados y talleres mecánicos. Toman el 42.346 vehículo del usuario final y lo transfieren a los procesadores de CFC o desmanteladores

Procesadores de CFC Recolectores, desmanteladores y otros. Reciben los vehículos de los recolectores, 23.813 (registrados) recuperan el CFC de acuerdo a norma y lo transfieren a las automotrices o importadoras

Desmanteladores Reciben los vehículos de los recolectores o procesadores de CFC, los desmantelan 5.688 (licenciados) de acuerdo a norma y retornan las bolsas de aire a las automotrices o importadoras, facturando a ambos el servicio; la mayoría son empresas de 3 o 4 empleados que desmantelan 1.000 a 1.500 vehículos/año; pero están ingresando traders, vendedoras de autos, siderúrgicas y fragmentadoras

Empresas fragmentadoras 140 firmas son el núcleo de la industria; muchas de ellas se extienden al 1.325 (licenciadas) desmantelamiento para mejorar la eficiencia de la operación. Los desmanteladores también tienden a adquirir licencias de fragmentado. Los vehículos son fragmentados de acuerdo a normas y el residuo de la fragmentación es transferido a las automotrices o importadoras

Automotrices e importadoras Reciben el CFC, las bolsas de aire y el residuo de fragmentado; facilitan que el reciclado sea de bajo costo extendiendo la vida útil de los vehículos mediante materias primas, componentes y diseños innovadores; aportan información sobre materias primas, partes y diseño para que el reciclado sea más fácil

131


Figura 1 Esquema de la planta de desmantelamiento de automóviles de WARC [6]

Elevado

Partes no ferrosas

Extracciónde

carrocería

Prensatriaxial

Plataforma

MonorrielGrúa

Variaspartes

reutilizables

Recolecciónde

líquidos

CombustibleAceite

Otros líquidos

Recolecciónde

plásticos

BateríaCubiertaVidrios

Gas freón

Recolecciónde partes

funcionales

SuspensiónEscape

catalítico

Recolecciónde partes

no ferrosas

RadiadorMotores

CalefactorCables

Computadora

Prensadode

paquetes

Paquetesde 50 x 60 x 70

(carrocería)

Figura 2 Planta de fragmentación de automóviles típica, con sistema de limpieza de aire semihúmedo [5]

Chatarra fragmentada

Cinta apiladora de chatarra

Cinta de chatarra

Zig-zag

2da cinta de transferencia

Cinta de retorno de chatarra

Tambores magnéticos

Cinta de transferencia

Fragmentador

Absorbedores de vibración

Rodillo doble de alimentación

Canalón de alimentación

Cinta de alimentación

Cabina de los operadores Motor principal, reóstato de líquidoy circuitos hidráulicos

Cinta de no ferrosos

Ciclón zig-zag

Cinta de residuoTodo el material en el silova al separador de corrientes parásitas

Casa de filtros(opcional)

132


mentadoras nuevas en los EE.UU. y Gran Bretaña son del tipo seco o semihúme-do, en tanto que la mayoría de las plan-tas en Europa y Japón son secas. A título de ejemplo, en la Figura 2 se presenta el esquema de una planta de fragmenta-ción de chatarra con sistema de limpieza semihúmedo.

El residuo del proceso está compuesto por materiales orgánicos (fibra, poliureta-no, PVC y otros plásticos); arena y vidrio y metales (cobre y hierro) (Figura 3). El poliuretano es el 10% en peso, pero el 50% en volumen.

Separación por análisis químico

Se detallan dos sistemas de separación de cobre de la chatarra fragmentada, ba-sados en análisis químicos, uno creado en Alemania y otro en los EE.UU., con diferentes tecnologías.

El sistema alemán se basa en fluores-cencia de rayos X de alta velocidad, que permite analizar elementos en milisegun-dos. El sistema puede procesar más de 100 t de chatarra fragmentada por hora a través de una cinta de 2 m de ancho y entrega un producto final con menos del 0,2% de cobre [8].

El sistema estándar consiste de un mó-dulo con un espectrómetro montado por encima de una cinta transportadora por la que pasa la chatarra. El espectróme-tro contiene múltiples tubos y detectores que hacen posible detectar y analizar cada pieza de chatarra. En solo unos milisegundos, mediante parámetros de clasificación establecidos por el usuario, se determina si la pieza es separada o no del resto de la chatarra. El material a se-

Figura 3 Componentes (expresados por su porcentaje en peso) de los residuos

de fragmentadora de automóviles y electrodomésticos [7]

Inorgánicos33%

Vidrio, arena26%

Fe4%

Poliuretano10%

PVC7%

Textiles10%

Cu3%

Otros16%

Poliolefinas24%

Orgánicos67%

parar, al momento de caer de la cinta, es eyectado mediante válvulas de aire com-primido de alta potencia.

Ha sido desarrollado conjuntamente por Olympus Innov-X, aportando la tecnolo-gía de FRX y Steinert Elektromagnetbau, una empresa alemana especializada en sistemas de separación de reciclos y mi-nerales, y se ha instalado recientemente en una planta alemana de fragmentado de chatarra [8].

El sistema estadounidense se basa en la tecnología PGNAA (sigla en inglés co-

rrespondiente a Análisis Rápido por Acti-vación de Neutrones Gamma). A medida que la chatarra fragmentada pasa por el túnel del analizador, es bombardeada con neutrones de isótopos radioactivos. Los neutrones son capturados por los átomos de los trozos de chatarra y pro-ducen una reacción secundaria en forma de rayos gamma. El espectro de estos rayos se analiza para producir el análisis elemental del material (Figura 4).

Los neutrones y rayos gamma secunda-rios son penetrantes e interactúan con

Los detectoresreciben la señal

de los rayos gamma

Cf252 genera neutronesque bombardean

la chatarra

La chatarra fragmentadase transporta

a través del analizador

Figura 4 Esquema del sistema de análisis rápido por activación de neutrones gamma de Gamma Tech [9]

133


todo el material a medida que este atra-viesa el túnel. El análisis resultante sería representativo de todo el material y no solo de la superficie. Los resultados del analizador son independientes del caudal de material que pasa, pudiendo examinar más de 1.000 t/hora. No hay radiactividad residual en el material a medida que sale del túnel [9].

A diferencia del sistema de FRX descrito anteriormente, no se analiza individual-mente cada pieza sino el conjunto del material que va pasando; por lo tanto, el sistema no se puede usar para una se-paración en línea, pero permite tener una idea de la influencia sobre la composición química de los distintos tipos de chatarra que se ingresan a la fragmentadora y de la chatarra que se va a comercializar o cargar en el horno.

De esta forma, se hace posible evitar ali-mentar a la fragmentadora con un tipo de chatarra que se detecte como más problemático, obteniendo así una chata-rra de acero con menos residuales. Por ejemplo, en una de las fragmentadoras de Fort Wayne de la empresa recicladora OmniSource, del grupo Steel Dynamics, el objetivo es obtener chatarra con me-nos del 0,18% de cobre, que se comer-cializa bajo el nombre de Gamma Shred, para la planta de planos de Steel Dyna-mics y otros clientes [10].

Reciclado de residuos de fragmentado

El mayor desarrollo en este aspecto se ha dado en Japón; en Europa occidental hay un cierto avance y en los EE.UU. el grado de adelanto es menor.

En Japón hay 52 empresas procesado-ras de residuos de fragmentado, en 59 localizaciones. La capacidad instalada en 2005 era de 630.000 t/año, dividida por la utilización como se presenta en el Cuadro 2.

Las doce empresas líderes y las caracte-rísticas de sus instalaciones se presentan en el Cuadro 3. Luego se detallan algu-nas de las tecnologías aplicadas en estas plantas.

Separación mecánicaSe mencionan dos plantas, la de Toyo-ta Metal en Japón y la de Salyp NV, en Bélgica. La de Toyota Metal, en Takaoka, opera desde 1998. Para la separación de los diversos materiales utiliza un cilindro giratorio perforado, separación neumá-tica, trituración, separación magnética y separación por densidad. Se obtiene vi-drio, hierro, cobre y aluminio reciclables en las respectivas industrias, así como

Cuadro 2 Capacidad instalada en Japón para el reciclado de residuos de fragmentadora

y utilización del residuo [4]

Capacidad instalada Utilización

220.000 t/año Uso como combustible alternativo + conversión a materias primas

230.000 t/año Conversión a gas destilado seco + recuperación de calor + materias primas

180.000 t/año Conversión a gas destilado seco + uso del gas + conver-sión a materias primas

Incineración + recuperación de calor + conversión a mate-rias primas

Clasificación + uso como combustible alternativo

Cuadro 3 Empresas líderes del reciclado de residuos de fragmentadora en Japón,

y procesos que emplean

Empresa Planta Equipamiento

Seinan Corporation Koriyama TwinRec de EBARA: detalle en párrafo 6.2

Tohoku Tokyo Tekko Tohoku

Kosaka Seiren Kosaka Dowa Eco-System: detalle en párrafo 6.2 (Grupo Dowa)

Onahama Smelting Onahama Carga directa como combustible en horno de and Refining reverbero de fundición de cobre, junto con otros residuos

Sumikin Recycling Kashima Sumitomo Gas Smelter (horno de fusión y gasificación; gas usado en planta siderúrgica)

Nissan Creative Yokosuka Incineración, recuperación de calor para generar Services vapor que se usa en planta de pintura

Nikko Mikkaichi Toyama Horno de gasificación y fusión Recycling

Toyota Metal Takaoka Separación mecánica; ver detalle en párrafo 6.1

Nippon Steel Nagoya Direct Melting System: detalle en párrafo 6.3 Corporation

Dowa Mining Okayama Dowa Eco-System: detalle en párrafo 6.2

Mizushima Eco-Works Mizushima Incineración

Kyoei Recycling Yamaguchi Sumitomo Gas Smelter (horno de fusión y gasificación; gas usado en planta siderúrgica)

Mitsubishi Materials Naoshima (Sin observaciones) Corporation

Basado en información de diversas fuentes.

una mezcla de espuma de poliuretano y tela y otra mezcla de resina y goma y unos ladrillos que ocupan poco espacio para relleno (Figura 5).

La planta de Salyp NV, en Bélgica, opera con una tecnología licenciada por el La-boratorio Nacional de Argonne, EE.UU. [12]. En este caso se privilegia la recu-peración de materiales plásticos por su valor para reciclarlos y no para uso como combustible. En una primera etapa se hace una separación gruesa en un cilin-dro rotativo perforado, como en el caso de Toyota Metal, pero separando tres fracciones: finos, espuma de poliuretano

sucia y un concentrado de plásticos. En la segunda etapa se hace inicialmente re-cuperación de ferrosos en todas las frac-ciones, con cabezas magnéticas sobre las cintas transportadoras. La espuma de poliuretano se fragmenta, se lava, enjua-ga y se seca. Del tanque de lavado se recupera goma y no ferrosos.

De los finos, que son típicamente el 40% del residuo, se separa mediante un se-parador magnético y un tanque de sedi-mentación, un concentrado de óxido de hierro al 60%. En cuanto al concentrado de plásticos, se procesa para recuperar polímeros selectos. Primero se granula,

134


Figura 5 Esquema de la planta de fragmentado y del procesamiento del residuo por separación física, de Toyota Metal [11]

Pre fragmentadorFragmentador

Separaciónneumática

Separaciónmagnética

Acerofragmentado

Metal no ferroso magnética

Separaciónmagnética

Tambor rotativo perforado

Trituración

Separ.no ferr.

Acero

Separ. magn.Separador

por densidad

Prensa

Chatarra de plantas de Toyota

Residuo

Vidrio

Aluminio

Espuma depoliuretano

Cobre

Resina/goma

Ladrillos

Chatarraen paquetes

Fragmentado de vehículos Clasificación de residuos

luego se obtienen por flotación y sedi-mentación tres fracciones: liviana, media y pesada. Tratamientos posteriores per-miten la separación de materiales reutili-zables como poli olefinas, caucho de eti-leno propileno, PVC, nailon, poliésteres, etcétera [13].

Incineración en lecho fluidoEn Japón se han desarrollado diversos procesos para la incineración de residuos municipales sólidos. Algunos de ellos han sido adaptados para la incineración de los residuos de las fragmentadoras, con recuperación del calor generado para la producción de vapor para energía eléctri-ca, recuperación de metales y otros usos.

Cabe mencionar entre ellos el proceso denominado TwinRec, desarrollado por la empresa japonesa Ebara Corporation, y aplicado por la compañía de reciclado Seinan Corporation. En este caso la in-cineración se realiza en lecho fluido. Se carga entre el 70% y el 100% de residuos de fragmentadora. El resto son barros

de estación depuradora de aguas resi-duales. Por la parte inferior se obtiene un material del que una vez solidificado se separa el material magnético para reci-clado en la siderurgia; el metal no ferroso para tratamiento en la industria respec-tiva, y una escoria que se comercializa para la industria de la construcción. El gas obtenido se quema en una cámara de combustión ciclónica y el calor laten-te y sensible se recupera en una caldera para la generación de vapor con el que a su vez se produce energía eléctrica [14]. En la Figura 6 se presenta el diagrama de flujo completo de la planta.

Otro proceso con características seme-jantes es el llamado Dowa Eco-System, desarrollado por el grupo Dowa, en el que se utiliza como materia prima equi-pos electrónicos descartados, circuitos impresos y residuos de fragmentadora (Figura 7). Las materias primas se frag-mentan nuevamente y se pulverizan, para prepararlas para el ingreso a un incinera-dor de lecho fluido donde se recuperan los metales no ferrosos, que son carga-

dos luego en un horno de fundición de cobre del tipo flash smelter [15].

Con respecto a los sedimentos, se sepa-ran los metales mediante molienda en un molino a martillos, separación magnética y separación por inducción, obteniendo acero, polvo rico en hierro, metales no ferrosos y vidrio / arena.

Incineración en horno de cubaNippon Steel Corporation estudió la apli-cación de los hornos de fusión directa de residuos municipales a los residuos del fragmentado de automóviles. Se trata de hornos de cuba con cama de coque, si-milares a los cubilotes.

Se hizo primeramente un estudio com-parativo de la pirólisis a escala de labo-ratorio, encontrando que el residuo de fragmentadora era bajo en humedad y que el residuo de la pirólisis y la fracción de aceite liviano y alquitrán eran más im-portantes que en los residuos municipa-

135


Figura 6 Recuperación de energía y de metales en el proceso TwinRec

Figura 7 Recuperación de energía y de metales no ferrosos y preciosos en el proceso Dowa Eco-System

CCC: cámara de combustión ciclónica.Basado en la gasificación del residuo de fragmentadora en lecho fluido, su combustión en una cámara ciclónica y la recuperación de calor para la generación de energía eléctrica [14].

Basado en la gasificación del residuo de fragmentadora y electrónicos de descarte en lecho fluido, la recuperación de calor para el propio proceso y la recupe-ración de metales no ferrosos y preciosos [16].

Gasif. en lecho fluido

Sep. de ceniza

CCC

Caldera

Filtr.Bol.

Filtr.Bol.

A generador de energía eléctrica

Barro de estación de tratamientoAditivos

Residuos defragmentado

Metalesmagnéticos

No ferrososCeniza

Vidriogranulado

Ceniza decaldera y filtro Residuos

A hornoseléctricosde arco

A unidadde no ferrosos

Uso enconstrucción

A recuperaciónde Cu, Zn y Pb A relleno

Al proceso de fundición de cobre

Fragmentacióny pulverización

Residuosplásticos decomputador

Residuos defragmentadode vehículos

Fosa demateriasprimas

Lechofluido Caldera

Torre deenfr. gas

Filtrosbolsa

Chimenea

VaporEnergía

Cenizascon metales

pesados

Al proceso defundición de plomo

Metalespreciosos

Cenizascon metalespreciosos

136


les sólidos (Figura 8, izquierda). Pero el tenor de carbono es similar para ambos (Figura 8, derecha), por lo que se su-puso que también sería similar la canti-dad de carbono que podría contribuir a la combustión en el proceso. Otro factor

estudiado mediante experimentos fue la permeabilidad de la carga.

Sobre la base de las conclusiones ob-tenidas de los trabajos experimentales, se probó el proceso en una planta pilo-to para procesar 10 t/día, con una cuba

de 1 m de diámetro y 4 m de alto, una cámara de combustión, equipamiento para el tratamiento del gas, a la que se le adicionó equipamiento para procesar el material fundido que se obtiene en el horno (Figura 9).

Figura 8 Comparación de los productos de la pirólisis (arriba) y del carbono contenido en esos productos (abajo) de residuos

sólidos municipales y residuos de fragmentadora de automóviles [17]

Figura 9 Diagrama de flujo de la planta piloto para fusión directa, adaptada para el procesamiento de residuos

de fragmentadora de chatarra [17]

Residuo sólidomunicipal

Alquitrán yaceite

Residuo depirólisis

Gas

Humedad

Agua depirólisis

Residuo defragmentadora

Com

posi

ción

(%)

0

20

40

60

80

100

Residuo sólidomunicipal

Alquitrán yaceite

Residuo depirólisis

Gas

Residuo defragmentadora

Con

teni

do d

e ca

rbon

oen

los

prod

ucto

s de

la p

irólis

is

0

10

20

30

40

A

A

Grúa de carga de residuos

Fosa de residuos

Coque Caliza

Hornode

fusión

Mata fundida

Sep. magnético

Metal Escoria

GranulaciónTiro

ForzadoVentilador de aire de combustión

O2

Cámarade

combustión

Controlador detemperatura

de gasde escape

Inyecciónde cal

Colectorde polvo

Cenizasvolantes

Tratamiento decenizas volantes

Ventiladorde tiro

inducido

Chimenea


137

Conclusiones

El reciclado de los vehículos al final de su vida útil es un problema ambiental rele-vante. Se están fijando objetivos naciona-les y regionales de reciclado, con porcen-tajes y fechas definidos. Con apoyo de organismos gubernamentales e interna-cionales se está desarrollando tecnología para poder concretarlos.

El reciclado es mayor y de mejor calidad cuando se aplican tecnologías como el desmantelamiento completo del au-tomóvil. Las tecnologías desarrolladas hasta el momento para el tratamiento de los residuos se basan mayormente en la incineración y son útiles para minimizar los depósitos, pero limitadas en la recu-peración de materiales. Parecen mejor encaminados los sistemas de separación mecánica ya implementados.

En América Latina el problema todavía no tiene la incidencia que alcanza en los países desarrollados, pero va a ir toman-

do importancia a medida que continúe la expansión del parque automotriz y se incorporen nuevas regulaciones guber-namentales.

Referencias

[1] «Establishing a sound material-cycle society. Milestone toward a sound ma-terial-cycle society through changes in business and life styles». Ministry of Envi-ronment, Government of Japan, 2010.

[2] De Marco, I.; Caballero, B.M.; Cabrero, M.A.; Laresgoiti, M.F.; Torres, A.; Cho-món, M.J.; «Recycling of automobile shredder residues by means of pyroly-sis». Journal of Analytical and Applied Pyrolisis, Volume 79, Issues 1-2; May 2007; pp. 403-408.

[3] Goto, K.; Hiroha, H.; Okada, T.; Asanu-ma, M.; Ariyama, T.; Ueno, I; Wakimoto, K.; «Development of innovative shredder residue separation and recycling sys-tem». La Revue de Métallurgie-CIT Octo-bre 2002 p. 819-824.

[4] «Car recycling business in Japan». In-dustrial Report, JETRO Japan Economic Report, June-July 2006.

[5] Manouchehri, H.R.; «Looking at shredding plant configuration and its performance for developing shredding product stream (An overview)». Report JK 88011, 2007-09-03, Jernkontoret.

[6] «Profile of West-Japan Auto Recycle Co. Ltd. (WARC)», The 12th Northeast Asian Conference on Environmental Coope-ration; 24-26 November, 2003, Toyama, Japan, pp. 187-189.

[7] Takaoka, T.; Asanuma, M.; Hiroha, H.; Okada, T.; Ariyama, T.; Ueno, I.; Waki-moto, K.; Hamada, Sh.; Tsujita, Y.; «De-velopment of a new recycling process of automobile shredder residue combi-ned with ironmaking process». ISCTI’06 Proceedings, Osaka, Japan, November 2006, pp. 166-171.

[8] «In-line system to extract copper from shredded ferrous scrap». MPT Internatio-nal 2/2011 p. 94.

[9] http://www.gammatech.us/Analyzer.aspx visitado 01/06/2011

[10] An interview with Mark Millett, Dynamic Details, Internal publication of Steel Dy-namics, Inc., April 2011, pp. 11-15.

[11] http://www.toyota-global.com/sustaina-bility/environmental_responsibility/auto-mobile_recycling/development_of_re-cycling_technologies/development_of_asr_recycling_technologies.html visitado 06/06/2011.

[12] «Identification of nonhazardous secon-dary materials that are solid waste Auto Shredder Residue». Materials Characte-rization Paper in support of the Final Ru-lemaking, EPA, February 3, 2011.

[13] Daniels, E.J.; Jody, B.J.; Pomykala, J.A.; «Materials recovery from shredder resi-dues». ANL/ES/CP-102386 August 04 2000.

[14] Ando, G.; Steiner, Ch.; Selinger, A.; Shin, K.; «Automobile shredder resi-due treatment in Japan - Experience of 95’000 t ASR recycling and recovery available for Europe through TwinRec». International Automobile Recycling Con-gress March 13-15, 2002, Geneva, Swit-zerland, pp. 1-12.

[15] Yoshida, F.; «The cyclical economy of Japan». Economic Journal of Hokkaido University, 34: 1-135 07/2005.

[16] http://www.dowa-eco.co.jp/en/recycle.html visitado 06/06/2011.

[17] Shibake, H.; Osada, M.; Takamiya, K.; Naito, M.; «Shredder Dust Recycling with Direct Melting Process». ISIJ Internatio-nal, Vol. 40 (2000), N° 3, pp. 252-259.

El reciclado de los vehículos al final de su vida útil es un problema ambiental relevante.

Materiales refractariospara siderurgia




139

Avances recientes:


Los procesos siderúrgicos

primarios se realizan a altas

temperaturas y los diversos

reactores utilizados requieren

revestimientos de material

refractario. A medida que

los procesos evolucionaron,

se ha tendido a disminuir el

consumo específico de materiales

refractarios por diversas vías:

su reemplazo por revestimientos

metálicos refrigerados; el empleo

de prácticas de protección

mediante escorias especialmente

diseñadas y el desarrollo de

refractarios de mejor calidad.

Introducción

En este trabajo se analizan las noveda-des tecnológicas introducidas en la últi-ma década en el diseño y la aplicación de refractarios empleados en la industria siderúrgica, tanto en la producción de arrabio como de acero.

La industria de materiales refractarios ha pasado por un proceso reciente de fusio-nes y adquisiciones que continúa y que ha dejado en carrera un menor número de participantes, con alcance global. La siderurgia es su cliente principal.

La demanda mundial de materiales re-fractarios fue estimada en 31,5 Mt para el año 2009 [1]. La producción mun-dial de acero crudo de ese año fue de 1.211.461.000 t [2]. Se ha estimado que la siderurgia consume alrededor de dos tercios en peso de la producción de re-fractarios [3]. Esto implicaría una utiliza-ción de cerca de 21 Mt de refractarios y un consumo específico medio de unos 17 kg de refractarios/t de acero, con va-riaciones de región a región.

Trabajando conjuntamente, han des-cendido notoriamente los consumos es-pecíficos de refractarios en las diversas unidades que los utilizan en la siderurgia, principalmente las acerías al oxígeno y eléctricas y los altos hornos. Esto ha sido el fruto del desarrollo de nuevos materia-les de nuevas prácticas de conservación de los mismos y del reemplazo por siste-mas metálicos refrigerados.

Por Jorge Madías*


Los materiales refractarios suelen cla-sificarse por su composición. Se suele llamar básicos a los magnesíticos y do-lomíticos, neutros a los aluminosos y los basados en cromita y ácidos a los sílico aluminosos. Por su forma se dividen en conformados y no conformados.

En las Figuras 1 y 2 se presenta, a título de ejemplo, la evolución tecnológica de los refractarios básicos con carbono y de los refractarios no conformados en las úl-timas décadas [4].

En el caso de los refractarios básicos, una innovación clave fue la introducción de los ladrillos de MgO-C con aluminio y mag-nesio en polvo, que fueron rápidamente adoptados por la industria. Los cambios posteriores fueron incrementales.

Algo similar ocurrió en el campo de los refractarios sin forma con los hormigones de bajo y ultrabajo cemento, que también desplazaron rápidamente del mercado a los productos que sustituían [5]. En el Cuadro 1 se presentan innovaciones posteriores que dieron permanencia en el mercado a estos hormigones.

El consumo de refractarios sin forma ha ido creciendo a costa de los refractarios con forma, aunque esta tendencia es desigual según países y regiones. Mien-tras en Japón dos tercios del consumo son de refractarios sin forma, en China es solo un tercio. El crecimiento de los refractarios sin forma ha sido a costa de los ladrillos sílico aluminosos y en menor medida de los de alta alúmina (Figura 3).

140


La industria de refractarios ha avanzado en el campo de los servicios, ofreciendo en muchos casos no solo sus productos sino también la instalación y manteni-miento de los mismos, trabajando dentro de las plantas de sus clientes. Se ha mo-dificado la forma en que los proveedores y la siderurgia se relacionan, apareciendo los contratos de pago por performance.

Las consideraciones ambientales ocu-pan también un espacio en el diseño de los materiales, como es la tendencia a la eliminación de los refractarios de cromita y el creciente interés por el reciclado de los refractarios. Este último aspecto ha sido analizado ampliamente en un traba-jo anterior en esta misma revista[1] [7].

Se ha dedicado especial atención a la nanoingeniería, reflejada por ejemplo en los quince trabajos sobre el tema, pre-sentados en ocasión del congreso UNI-TECR 2009 [8].

En este trabajo se presentan algunas de las innovaciones que han sido introduci-das en este campo en la última década, siguiendo el orden de las etapas del pro-ceso de fabricación del acero: alto horno, transporte de arrabio, aceración, metalur-gia de cuchara y colada continua.

Alto horno

La utilización de duelas (staves) de cobre o fundición refrigeradas ha crecido pau-latinamente en los revestimientos de la cuba y etalaje del horno, reemplazando a los materiales refractarios. Con esto, el desgaste de los bloques de carbono del crisol pasó a ser el factor determinante en la longevidad del horno [9].

Ha habido innovaciones importantes en los bloques refractarios de carbono utilizados en el crisol. Para comprender mejor los mecanismos de desgaste ac-tuantes, se han estudiado muestras ob-tenidas luego que los hornos terminan su campaña. Estos estudios mostraron que los factores principales eran: la penetra-ción del arrabio líquido a través de los poros; la fragilización del material en la cara caliente (en la que juegan un rol los álcalis, con pérdida de la capacidad de enfriamiento) y la erosión por el contacto directo con el arrabio líquido (debido a la disolución de carbono en el arrabio).

Inicialmente se hicieron cambios en las materias primas, pasando de usar an-tracita calcinada a grafito artificial y de alquitrán a emplear resina como ligante. También cambió el proceso de fabrica-ción: de obtener los bloques por extru-

Figura 1 Evolución tecnológica de los refractarios básicos con carbono

en los últimos 50 años [4]

Figura 2 Evolución tecnológica de los refractarios no conformados

en los últimos 50 años [4]

Cuadro 1 Innovaciones incrementales que dieron lugar a la permanencia

de los hormigones de bajo y ultrabajo cemento en el mercado [5]

Perfo

rman

ce (c

osto

)

1960

Impregnación con alquitránLiga alquitrán

1965

Impregnación con breaLiga Brea

1970

Cocido con carbono

1975

Liga resinaAditivos deshidratantes

1980

Grafito antioxidante

1985

Cristales grandes

1990

AMC con resinasbreas de baja BOP

2000

ColablesMgO-C

Perfo

rman

ce (c

osto

)

1970

Basados enalúmina

Alúmina

Básico

Bajo cemento

1975

Formas precoladasUltra bajo cemento

1980

Sin cemento

1985

Concepto de revestimiento sin finProyectable con dispersión previa

1990

Colable de flujo libre

1995

Shotcreeting

2000

Nuevas materias primasNuevos ligantes

Más densosConvencional

• vapor.

• microsílice o alúmina reactiva mejoradas.

• Implementación del uso de mejores dispersantes.

• Desarrollo de cementos mejorados.

• Desarrollo de técnicas para controlar el tiempo de trabajo y el tiempo de endureci-miento.

• Creación de muchos productos diferentes ajustados a las necesidades de aplica-ciones específicas.

• Creación de nuevas técnicas de instalación o productos más fáciles de instalar (concretos bombeables, shotcreeting).

• Introducción de formas precoladas. [1] Ver edición N° 520 de Acero Latinoameri-cano.

141


sión a obtenerlos por compresión [10]. Posteriormente se redujo aún más el ta-maño de los poros por la vía de favorecer el crecimiento de pequeños filamentos (whiskers) en los mismos. Para dificultar la absorción de carbono por el arrabio lí-quido se adicionó alúmina.

Con estos cambios, además de mejorar la resistencia a la corrosión, aumentó la conductividad térmica, elevando así la capacidad de extraer calor. Para incre-mentar la viscosidad del arrabio cerca del bloque, se incorporó titanio en forma de TiC. De esta manera, se abrió la posi-bilidad de tener campañas de más de 20 años de duración (Figura 4).

Con el horno en operación también se ha procurado prolongar la vida del crisol por la vía de la adición de titanio en diversas formas. Recientemente se ha inyectado óxido de titanio junto con el carbón pul-verizado, en el alto horno de la empresa ROGESA [11].

Los canales de colada tienen una alta complejidad porque los requerimientos son diferentes en las distintas zonas del sistema (canal principal, canales de arra-bio y de escoria, canales basculantes). Las capas que los constituyen luego de la carcasa metálica, son la aislante, la de seguridad y la de trabajo. En el canal principal, el diseño ha evolucionado ha-cia la forma de una piscina, con pequeña pendiente. Hay una mejor separación en-tre el metal y la escoria [12]. También se va imponiendo el enfriamiento forzado.

En la Figura 5 se presentan algunos de los mecanismos de ataque que tienen lu-gar en el canal principal.

Las masas tapa piquera son materiales refractarios monolíticos que contribuyen con la preservación del horno, además

Figura 3 Evolución de la producción de ladrillos refractarios por tipo de material (izquierda) y refractarios sin forma por método

de aplicación (derecha) en Japón [6]

Pro

ducc

ión

(x 1

.000

t)

0

50

90 92 94 96

Año

Plástico Apisonable Proyectable Colable

98 00 02

100

150

200

250

300

350

400

450

AI2O3-C MgO-C Alta AI2O3 SiO2-AI2O3

Pro

ducc

ión

(x 1

.000

t)

0

100

200

300

400

90 92 94 96

Año

98 00 02

Figura 4 Evolución de los diseños de bloques de carbono para crisol de alto horno

en Nippon Steel Corporation [10]

Índice de resistencia a la corrosión

conductividad térmica / resistencia a la corrosión capa superficial viscosa mediante TiC

2001; objetivo 22 años

1994; objetivo 18 años

antracita grafito

microporo 1985; objetivo 15 años

1975; alto horno 2 Chita: 14 años

1965; objetivo 5-10 años

Con

duct

ivid

ad té

rmic

a (W

/mK

)

00

5

10

15

20

25

30

35

40

1 2 3 4 5 6

de proporcionar estabilidad a la ex-tracción de arrabio y escoria. Se basan usualmente en el sistema Al2O3-SiO2-SiC-Si3N4-C, ligadas con brea, resina o acei-tes sintéticos [13]. Luego de la inyección, la masa garantiza un cierre adecuado del horno; en el momento de la colada, per-mite una relativa facilidad de apertura del horno y asegura un drenaje regular del crisol; finalmente, la masa contribuye a la formación de la protección refractaria interna en el crisol, en las zonas próximas a la piquera. Recientemente, como en otros materiales refractarios, se han rea-lizado esfuerzos para eliminar la liga con brea [14].

Aceración

La innovación respecto a refractarios no está focalizada en esta área, porque tiene un menor beneficio económico que la de los altos hornos o la cuchara [15]. En las acerías al oxígeno de América del Norte se utiliza la práctica de slag splashing, consistente en proteger los refractarios mediante la aspersión por soplo con nitrógeno, de escoria remanente adicio-nada con MgO, luego de la colada. Con esta práctica se han logrado duraciones de hasta 30.000 coladas.

142


Figura 5 Principales mecanismos de ataque del revestimiento de trabajo del canal principal del alto horno [12]

Nivel superiorde escoria

Área Factores de ataque

Borde libre

Zona de escoria

Zona de mezcla

Zona de arrabio

• Fragmentado (choque térmico)• Oxidación

• Abrasión del líquido (erosión)• Reacción con las escoria (corrosión) con formación de fases de bajo punto de fusión• Fragmentado

• Reacción con FeO (corrosión)• Abrasión del líquido (erosión)

• Reacción con el arrabio• Abrasión del líquido (erosión)

EscoriaC3+ Si4+ O–

Fe+ O–

Fe (Metal)

AI2O3

SiC

C

En Japón, en cambio, se ha llegado en algunos convertidores mediante mejoras en la calidad de los refractarios, como la técnica de reparación y la práctica opera-tiva, a vidas promedio de 8.000 a 9.000 coladas [6]. Debe tenerse en cuenta que el pretratamiento del arrabio conduce en ese país a una operación de convertido-res con bajo volumen de escoria. En el cono superior ha habido mejoras estruc-turales que previenen la caída de ladrillos durante la remoción del material adheri-do a la boca del horno (Figura 6). Para la zona del barril se han desarrollado la-drillos de MgO-C de baja expansión para prevenir la fragmentación térmica al inicio de la operación. Estos ladrillos también facilitan la instalación al hacer posible la reducción de las juntas de expansión.

También se ha mejorado la adhesividad de los materiales proyectables para repa-rar el refractario del convertidor una vez dañado. Esto es logrado, por ejemplo, utilizando la misma resina fenólica en polvo, fosfato y endurecedor empleados en los ladrillos y trabajando sobre la dis-tribución del tamaño de grano del clinker de magnesita [16].

Ha habido un desarrollo importante para incrementar la vida de la piquera y unifor-mar la duración del colado a lo largo de la vida de la misma, mejorando los mate-riales y la construcción. Se ha hecho uso de la fluidodinámica computacional para mejorar el diseño, procurando mejores condiciones de flujo del acero (Figura 7).

Figura 6 Ladrillos de MgO-C del cono del BOF, con caja metálica y estructura

para prevenir la caída [16]

Ladrillo de MgO-CPiezas metálicas

de anclaje

Carcasa metálica

En Europa la práctica de slag splashing no se ha extendido, debido a las dificul-tades que puede ocasionar el mantener libres los dispositivos de inyección de gases para el soplo combinado, usual en las plantas europeas.

Ya hace tiempo que en los hornos eléc-tricos de arco muchos de los refractarios fueron sustituidos por construcciones metálicas refrigeradas (bóveda) o por pa-neles refrigerados (paredes). En la sole-ra, expuesta a severos factores químicos, térmicos y mecánicos como la corrosión, la infiltración de acero y de escoria, el ni-

vel de temperatura y su variación, la ero-sión y el impacto de la chatarra, se ha im-puesto el uso de una capa de seguridad formada por ladrillos magnesíticos y una capa de trabajo de material magnesítico apisonable. En las paredes y línea de es-coria se tiende a utilizar ladrillos de MgO-C con magnesia electrofundida entre sus materias primas.

Como en otros recipientes siderúrgicos, se ha analizado por razones ambientales el reemplazo de la brea por resinas, no siempre con mejores resultados en cuan-to a la performance [18].

143


100% de turbulenciaa la salida

Turbulencia TurbulenciaTurbulencia

82% 73%

Figura 7 Turbulencia del flujo en la piquera del convertidor: izquierda, diseño cilíndrico; centro, diseño segmentado con el mismo diámetro de salida; derecha, diseño

cónico con menor diámetro de salida [17]

Figura 8 Consumo de energía eléctrica en horno eléctrico de arco de Australia para revestimiento normal y con aislante estructural, según el tiempo

de colada a colada y en promedio [19]

Tiempo de colada a colada

Con

sum

o de

ene

rgía

elé

ctric

a(k

Wh/

t ace

ro lí

quid

o)

395,00<55 min

400,00

405,00

410,00

415,00

420,00

425,00

430,00

Sin aislante Con aislante

>55 min

Aumento 4%

Aumento 2% Aumento 1,4%

Todas las coladas

Teniendo en cuenta que la alta conducti-vidad de estos materiales implica perdi-das térmicas, se ha investigado recien-temente la aplicación de un material ais-lante estructural, que limita las pérdidas sin traer aparejada una disminución del volumen interno del horno [19]. Los resul-tados en una acería australiana muestran que si bien la temperatura de la carcasa metálica del horno descendió en prome-dio unos 70°C, las ventajas en cuanto a menor consumo de energía eléctrica por t se verificaron marcadamente en las co-ladas con demoras (Figura 8).

Las prácticas de espumado de la escoria para la protección tanto de los refracta-rios como de los paneles refrigerados continúa siendo una herramienta operati-va básica. Por un lado, se trata de contro-lar el espumado mediante diversas téc-nicas (señales eléctricas, vibración de la carcasa del horno, sonido). Por otra par-te, hay una tendencia a la incorporación de herramientas para el análisis en línea de las escorias, por ejemplo mediante fluorescencia de rayos X, para ajustar la composición de las mismas colada a co-lada y prevenir así el desgaste prematuro de los refractarios.

Metalurgia de cuchara

Los pisos monolíticos se han impuesto a nivel mundial. Requieren seleccionar un material cuya vida sea similar a la de las paredes. El avance de los materiales mo-nolíticos sobre las paredes de la cuchara ha sido importante en Japón. El incentivo fue superar la escasez de mano de obra de fumistería, bajar el costo laboral y me-canizar el trabajo. La mayor parte de las plantas integradas de ese país los están utilizando. Inicialmente se desarrollaron hormigones de Al2O3-MgO.Al2O3 (alúmi-na-espinela) y posteriormente de Al2O3-MgO. Este último dio muy buenos resul-tados una vez que se ajustó la expansión térmica y se densificó la estructura, sobre la base del estudio de la reacción de for-mación de la espinela [6, 20].

Para el cada vez más amplio segmento de los aceros de ultrabajo carbono, se han desarrollado ladrillos de MgO-C para la línea de escoria, de menos del 3% de C, sin degradación de las restantes pro-piedades. También se han desarrollado ladrillos con una conductividad térmica el 30% menor que la usual, para el mismo contenido de carbono, a los efectos de disminuir las pérdidas térmicas. Por últi-mo se ha trabajado también en la dismi-nución de las emisiones tóxicas durante su utilización [6].

En China, en las cucharas más pequeñas de entre 20 y 70 t, se ha destacado el uso de hormigón del 85% Al2O3 basado en

bauxita y ligado con MgO y SiO2, por su bajo costo y al aprovisionamiento local. La vida es del orden de 100 coladas, sin reparación intermedia. En cucharas de más de 100 t se tiende a utilizar material de alta alúmina (Al2O3) y en algunos ca-sos cemento de aluminato de calcio de alta pureza como ligante [21].

En otras partes, por el monto de las inver-siones necesarias y las experiencias no totalmente satisfactorias, han determina-do seguir con el uso de ladrillos en las paredes.

En las acerías eléctricas de productos comunes ha resultado exitosa la intro-ducción de refractarios dolomíticos, tanto

en las paredes como en la línea de esco-ria. Esta introducción se ha basado en la utilización de una técnica de recubrimien-to de las paredes con una capa de sili-cato dicálcico, sustentada como el slag splashing, en el concepto de formación de refractarios in situ, como lo definiera el Dr. R.E. Moore [22].

Para una realización exitosa de esta prác-tica se requiere un preciso control de la adición de cal; que la escoria tenga un bajo tenor de FeO y MnO, obtenido gene-ralmente mediante la adición de carburo de calcio durante el vaciado del horno a la cuchara y su ajuste en caso de ser necesario en el horno cuchara, además de un bajo tenor de Al2O3, que limita esta

144


práctica a los aceros calmados al silicio y manganeso [23]. Se toman precaucio-nes para mantener las cucharas evitando la ruptura de la capa de cobertura por transformaciones que ocurren por debajo de los 675°C (transformación de b-2CaO.SiO2 a g-2CaO.SiO2). Con estas prácticas se ha logrado en algunas plantas prome-dios anuales de 250 a 300 coladas, sin reparación intermedia.

Colada continua

Para el revestimiento de trabajo de los repartidores, luego de un largo período de predominio de los materiales proyec-tables magnesíticos, se está abriendo camino la utilización de revestimientos magnesíticos aplicados en seco median-te vibración [24-25]. Fueron desarrolla-dos inicialmente al mismo tiempo que los materiales húmedos, pero la utilización de resinas fenólicas como ligantes limi-tó su utilización por su alto costo y sus efectos ambientales. Posteriormente, se desarrollaron resinas sin olor y también se pudieron reemplazar las resinas con otros ligantes. Las combinaciones de materias primas son similares a las de los proyectables, con variaciones en las pro-porciones de magnesita y olivina (silicato de magnesio) en función de los tipos de acero para los que los revestimientos van a ser utilizados. En la Figura 9 se presen-tan combinaciones probadas industrial-mente de materias primas y ligantes.

En el Cuadro 2 se comparan algunos de los rasgos de ambos tipos de reves-timiento de trabajo, desde el punto de vista metalúrgico.

En los refractarios para el control del flujo de acero líquido durante la transferencia de la cuchara al repartidor y los moldes, las mejoras tecnológicas han sido impul-

Figura 9 Combinaciones probadas industrialmente de materias primas y ligantes

para materiales de aplicación en seco vibrables para repartidor [24]

Materia prima

Magnesia (virgen)

Magnesia (reciclada)

Magnesia - Olivina

Dolomita

Corindón

Ligante prima

Resina(Endurecedor: sí/no)

Metal orgánico(Endurecedor: sí)

Borato(Endurecedor: no)

Glucosa(Endurecedor: no)

Silicato de sodio(Endurecedor: sí)

Sulfato

sadas por una parte por la necesidad de aumentar la productividad (buzas sumer-gidas de mayor resistencia al ataque del polvo colador o que procuran dificultar la deposición de inclusiones en el interior) y por otra, mejorar la calidad del acero (in-hibidores de turbulencia, tubos cuchara-repartidor con arranque sumergido).

Cabe destacar que en este campo se ha hecho un uso intensivo de las herramien-tas de fluidodinámica computacional para el diseño de los sistemas de colada, particularmente los dispositivos de con-trol de flujo en el repartidor y las buzas sumergidas. La herramienta no es nueva, pero sí su aplicación generalizada por parte de los productores de materiales refractarios.

Conclusiones

Con contribuciones desde la industria de los materiales refractarios, la siderurgia y centros de investigación, se ha logrado disminuir sustancialmente el consumo específico de materiales refractarios, incrementando la productividad de los equipos que los utilizan. También se han obtenido, mediante la introducción de cambios en el diseño o en los materiales, mejoras en la calidad de los productos de acero.

Referencias

[1] Wray, P.; «Freedonia: Demand for refrac-tories to rise over 5% annually through

Cuadro 2 Comparación de algunos aspectos metalúrgicos con relación al uso de materiales proyectables húmedos o vibrables

en seco para el revestimiento de trabajo del repartidor [24]

Aspecto metalúrgico Mezcla proyectable húmeda Mezcla vibrable seca

Absorción de hidrógeno 1 a 1,5 ppm (con precalentamiento) 0,8 a 1,4 ppm (con repartidor frío)

Materias primas / Composición química < 90% MgO; 4% al 7% SiO2 90% MgO; 1,5% al 4% SiO2

Características aislantes λ = 0,5 a 0,9 W/mK (depende del tipo λ = 0,7 a 0,9 W/mK*(900°C a 1.300°C)

Inclusiones no metálicas Posible con silicato de sodio como Ligante sin SiO2

ligante (alternativa: ligante sin SiO2)

Reacciones superficiales Mayor superficie (irregularidades) Menor superficie (más lisa)

* λ: coeficiente de conductividad térmica, expresado en vatios/metro grado Kelvin.

145


2014», March 31, 2011, en http://cera-mics.org/ceramictechtoday/2011/03/31/freedonia-demand-for-refractories-to-rise-over-5-annually-through-2014/, visi-tado en Julio 2011

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[25] Slagnes, S.; Wahlberg, H.; Westeras, O.; «Resin-free tundish dry mix at SSAB Lulea». The Refractories Engineer May 2010, pp. 15-17.


147

Tratamiento de residuos:


La industria siderúrgica se

proyecta a una meta de cero

residuos, convirtiendo en

forma creciente los desechos en

productos estandarizados o en

materia prima para la misma u

otras industrias. En este artículo

se tratan las tecnologías para

reciclar uno de esos residuos.

Los barros o polvos generados por los sistemas de tratamiento de humos de los convertidores al oxígeno, presentan dificultades para el reciclado debido a su contenido de cinc, particularmente en la fracción fina.

Se plantean en este trabajo las diversas tecnologías utilizadas y los obstáculos que se deben superar para mejorar los índices de reciclado de este subproduc-to, con especial mención a las experien-cias de plantas latinoamericanas.

Las soluciones que se han propuesto varían en cuanto al tipo de aglomeración utilizada (sínter, briquetas, pélets, granu-lado) como en los equipos metalúrgicos en que se reciclan (en plantas de sínter, altos hornos, convertidores, hornos de solera rotativa y hornos de cubilote).

Introducción

En trabajos anteriores se ha discutido el reciclado de polvos de horno eléctrico y de refractarios de descarte [1-2]. Den-tro de la marcha hacia una industria si-derúrgica con desperdicio cero, otro de los residuos que ha merecido estudios y desarrollos tecnológicos importantes es el barro o polvo extraído en los sistemas de tratamiento de gases en húmedo o en seco de las acerías al oxígeno. El 90% de las acerías al oxígeno (BOF) del mundo utiliza sistemas de tratamiento en húme-do [3], debido a que la inversión inicial necesaria es menor.

Los gases al salir del convertidor arras-tran polvos metálicos, óxidos, finos de cales, etcétera. La formación de estos polvos se atribuye a la vaporización del hierro y de otros metales presentes, como el cinc, la eyección de pequeñas gotas de arrabio líquido y la voladura de finos de fundentes [4].

Para la depuración de los gases por vía húmeda se suele utilizar un lavador venturi. Aquí los gases y polvos chocan contra grandes cantidades de agua in-yectada en ángulo recto sobre el chorro de gas. El impacto de los gases, polvo y agua provoca turbulencia; el polvo se humedece y aglomera y se separa con el exceso de agua.

El agua cargada de sólidos, se suele tra-tar mediante a) un hidrociclón, para ex-tracción de polvo y un clasificador para extraer el agua remanente con el polvo; b) un espesador, para clarificar el derra-me del hidrociclón y recolectar las partí-culas finas en forma de un barro denso; y c) un filtro prensa o de vacío para extraer más agua del barro proveniente del espe-sador (Figura 1).

El contenido en hierro metálico, óxido de hierro y cal de estos barros (Cuadro 1) los hacen interesantes como aporte a los procesos de reducción o de acera-ción. Sin embargo, su alto contenido de humedad, contenido de álcalis y la pre-sencia de óxido de cinc proveniente del uso de chatarra de acero galvanizado en la carga, suponen obstáculos importan-

Por Jorge Madías*


148


tes para su reutilización en la siderurgia (particularmente en el alto horno y por lo tanto en la planta de sínter). Por otro lado, a diferencia de los polvos de hornos eléctricos de arco, el contenido de cinc no es lo suficientemente alto como para procesarlos en los hornos Waelz, utiliza-dos para concentrar el óxido de cinc [2].

Tomando a título de ejemplo el caso de las plantas integradas de Alemania, la generación de barros y polvos de acería está en el orden de los 14,2 kg/t acero, de un total de polvos, barros y laminilla de 61,2 kg/t acero [5] (esta cifra no incluye escorias ni refractarios de descarte).

En este trabajo se analizan los diversos caminos para el reciclado de estos ba-rros y polvos. Los destinos usuales de estos barros y polvos son el depósito, el reciclado fuera de la siderurgia y el reci-clado dentro de la propia siderurgia, sea en alguna de las etapas del proceso, sea en instalaciones ad hoc (Cuadro 2).

Por ejemplo, en el caso de Alemania se generan 162.000 t/año de barros o pol-vos gruesos de BOF, de los cuales se recicla el 96% y se deposita el 4% res-tante. En cambio, de los 426.000 t/año de barros y polvos finos de BOF, se recicla el 48% y se deposita el 52%. Las razones para esta gran diferencia son el mayor te-nor de Zn y de álcalis y menor tenor de hierro total en los finos (Cuadro 1). Está claro que es en el reciclado de los finos donde reside el desafío más importante para alcanzar un objetivo de desperdicio cero en la acería al oxígeno.

En los párrafos siguientes se analiza en detalle el reciclado en terceros y en la si-derurgia.

Reciclado en cementeras

Esta utilización se basa en la necesidad de contar con fuentes de óxido de hie-rro para complementar la composición de las materias primas utilizadas en la producción de clinker para cemento Portland. Para el clinker se suele reque-rir una composición del 62%-67% CaO; 18%-24% SiO2; 4%-8% Al2O3 y 1,5%-4,5% Fe2O3, que pocas rocas naturales tienen y de ahí la necesidad de utilizar los deno-minados «correctores de hierro».

Entre otros, suele usarse mineral de hie-rro o residuos siderúrgicos como lamini-lla, polvo de trampa de alto horno, barros y polvos de acería al oxígeno o residuos de centrales eléctricas a carbón, como las cenizas volantes. En este caso pare-cería que el contenido en Zn no es perju-dicial; probablemente se elimine con los gases en los hornos rotativos utilizados para la fabricación del clinker. La valori-zación depende de la logística (distancia

Figura 1 Instalación típica de tratamiento de gases de acería al oxígeno (vía húmeda) [5]

Barros Fet CaO SiO2 Al2O3 MgO Zn Na2O+K2O Pb (%) (%) (%) (%) (%) (%) (%) (%)

Gruesos 72 6,7 1,2 0,2 0,3 0,023 0,054 0,011

Finos 63 4,8 1,1 0,1 0,6 0,148 0,38 0,064

Barro al filtro de vacío

Convertidorde oxígeno

Espesador

Clasif.

Venturi

Retorno de aguapara enfriado de gas

Chimenea con antorchaEnfriador de gasesCubiertade enfriamiento

Cuadro 1 Ejemplos de composición química de barros gruesos y finos de acería al oxígeno [5]

Cuadro 2 Destino de los barros y polvos de acería al oxígeno

Ruta Preparación Producto

Depósito Interno Ninguna –

Externo Ninguna –

Reciclado en terceros Cementeras Ninguna Clinker (corrector de hierro)

Recicladores (planta Sinterización Arrabio y concentrado de sínter y alto horno - de ZnO proceso DK)

Reciclado en la Plantas de sínter Estrategias variadas Sínter para alto horno siderurgia (en los (muy limitado por el procesos usuales) tenor de Zn y álcalis)

Alto horno Briquetas Arrabio

Convertidores Briqueteado Acero Trozos

Reciclado en la Cubilotes Ladrillos Arrabio y concentrado siderurgia (en Pélets de cinc instalaciones ad hoc)

Horno de solera Briquetas Hierro esponja rotativa Pélets Extruidos

149


entre siderúrgica y cementera, disponibi-lidad y costo del transporte) y del costo y disponibilidad de otros «correctores».

Reciclado en proceso DK

Se trata de una planta de sínter y dos al-tos hornos pequeños, operados por una empresa que procesa residuos para ter-ceros por una determinada tarifa. Es DK Recycling und Roheisen, en Duisburg, Alemania, que perteneciera al grupo Rio Tinto y actualmente es propiedad de su personal. Esta planta procesa unas 400.000 t anuales de residuos, prove-nientes de 9 plantas de 6 países euro-peos que producen 77 Mt acero/año [6].

Se utiliza en la carga más del 50% de pol-vos de acería y el 5% de barros de acería (Figura 2). No tiene patio de mezclado, sino que el mezclado se hace mediante una grúa de almeja. Luego del mezclado, la grúa alimenta varias tolvas bajo las cua-les corre una cinta de alimentación. El en-friamiento del sínter se realiza en el tercio final de la cinta; las cintas de enfriamiento son usadas solamente como transporte [6]. En 1999 DK construyó una segunda unidad de limpieza de gases detrás del precipitador electrostático existente, para mantener las emisiones de SO2, dioxinas y furanos dentro de los límites exigidos. La unidad consiste en un inyector de lechada de cal, un inyector de lignito y filtros bolsa para capturar sólidos. En el Cuadro 3 se presentan algunos índices de esta planta de sínter, comparados con los de una planta convencional.

Hay dos altos hornos, uno de 580 m3 de volumen de trabajo y 5,5 m de diámetro de solera y uno de 460 m3 y 4,5 m, actual-mente parado. Nominalmente el mayor produce 1.000 t/día y el menor 500 t/día. Se hace una colada cada dos horas; el arrabio es desulfurado y colado en una máquina lingotera, en forma de lingotes de 8 a 10 kg, para el mercado de las fun-diciones.

La carga es el 100% de sínter. El conteni-do de cinc está en el orden de los 38 kg/t arrabio; en un alto horno normal suele estar entre 0,02 y 0,2 kg/t arrabio [2]. Se atribuye la ausencia de problemas opera-tivos a la relativamente alta temperatura del gas de tope, de 350°C.

En el Cuadro 4 se comparan algunos pa-rámetros operativos del alto horno de DK con los de un alto horno normal.

La limpieza del gas de tope se hace en dos etapas, de precipitación de gruesos en seco y de finos en húmedo. Se obtie-ne un barro con alto tenor de Zn que se vende como concentrado de ZnO a los productores de cinc. En 2006 se vendie-ron 8.000 t [7].

Figura 2 Proporción de barros y polvos de acería al oxígeno y otros residuos

y materias primas usados en la producción de sínter en DK Recycling und Roheisen [6]

Polvo de BOF52,8%

Otros7,3%

Horno0,1%

Coquecillo2,0%

Arena4,3%

Cenizas2,6%

Laminillo12,9%

Barro dealto horno

5,4%

Barro de BOF5,0%

Mineralde hierro

7,6%

Cuadro 3 Parámetros operativos típicos de la plantas de sínter de DK Recycling

und Roheisen comparados con los de plantas convencionales [6]

Cuadro 4 Parámetros operativos típicos del alto horno de DK,

comparados con los de un alto horno convencional [6]

Índice Unidad DK Convencional

Área para sinterizar % 75 100

Consumo de coquecillo kg/t sínter 20 40

Productividad t/m2/24 h 24 40

Unidad Alto horno Alto horno DK normal

Sínter en la carga % 100 40-60

Cinc en la carga kg/t arrabio 38 < 0,1

Álcalis en la carga kg/t arrabio 8,5 2-3

Consumo arrabio 700-720 480-550 de reductores

Volumen de escoria kg/t arrabio 400-450 200-250

%CO2/(%CO2+%CO) ≈ 30 ≈ 50

Temperatura de gas °C 350 120 de tope

Si en el arrabio % 2-2,5 < 0,5

Productividad 9/(m3/día) 1,4 2,5-3,5

150


Reciclado en plantas de sínter

Las plantas de sínter son una herramienta tradicional de las acerías integradas para el reciclado de residuos internos. Hay diversas restricciones para esto. En par-ticular para los barros de acería, su con-tenido en humedad, álcalis y cinc; estos últimos no porque ocasionen problemas en la sinterización, sino porque no son eliminados en ella y pasan por lo tanto a formar parte de la carga del alto horno, con los conocidos inconvenientes que hacen que haya un límite en la cantidad de cinc y álcalis cargables en este reactor [8].

Algunas plantas, como la de Tata Steel en Jamshedpur, India, reciclan sin embargo todos los barros de acería generados. En este caso se informa que se han presen-tado algunas dificultades con el tenor de álcalis y de permeabilidad en el lecho por la presencia de finos [9].

Las formas de adición en las plantas de sínter han sido varias: en ArcelorMittal Fos, Francia, se ha practicado la adición de los barros como slurry [10], directa-mente al tambor de mezclado; en ILVA Taranto, Italia, se lo ha bombeado al hu-

de la mezcla [10]; en China Steel Corporation, Taiwán, se los ha intro-ducido previo paso por un micropeletiza-dor [11]; en SAIL Bhilai Steel Plant, India, se ha practicado un mezclado del barro con finos de dolomita caliente provenien-tes de un horno rotativo de calcinación, aprovechando el calor de los mismos para secarlos y luego adicionarlos a la planta de sínter [12].

También es común el premezclado de diversos residuos (Figura 3). Esto per-mite un menor impacto de variaciones en la composición química de los residuos individuales sobre la productividad de la planta de sínter y la calidad del sínter obtenido. Este tipo de operación se ha realizado en una planta de Francia, reci-clando unas 200.000 t/año de residuos varios y en una planta de Eslovania [10].

Sin embargo, las presiones ambienta-les han ido limitando la alternativa de la utilización de las plantas de sínter para este propósito y, en algunos casos, junto a la disponibilidad de pélets, han traído aparejadas el cierre de las mismas, par-ticularmente en el norte de Europa y en Estados Unidos [10, 13].

En una planta de Rusia de sínter se ha modificado el proceso de sinterización, incluyendo la operación de una parte de la línea a alta temperatura, para vaporizar el cinc y recuperar el óxido en la casa de

[13].

Reciclado en altos hornos

Se ha publicado un caso particular, el de SSAB Lulea, Suecia, que cerró su planta de sínter en 1978 y operó desde ese en-tonces con el 100% de pélets. Para po-der hacer reciclado de los residuos, entre ellos los barros gruesos de la acería LD, se construyó una planta de briqueteado en la que se utilizó como ligante cemento Portland. Esta planta arrancó en 1993 y desde esa fecha se ha cargado en alto horno entre 40 y 85 kg/t de arrabio de es-tas briquetas [14]. Con doble zarandeo antes de la carga, no hubo un aumento

en la recuperación de polvos en el alto horno. Con cargas en el extremo superior, se observaron indicaciones de perturba-ciones en la distribución de los gases en el interior del horno. Los componentes de las briquetas reemplazan parte de la carga de pélets, fundentes y coque, pero generan un aumento del volumen de es-coria de 5 a 10 kg/t arrabio. El trabajo de optimización de las briquetas se ha centrado en la mejora de la resistencia en frío, por la vía de modificar el mix de materias primas, realizar diferentes tipos de preparación de las materias primas y mejorar las condiciones de curado [14].

En el año 2.000, con la inauguración de un nuevo alto horno en reemplazo de los dos anteriores, más pequeños, debido a la mayor producción y al nuevo sistema de tratamiento de gases, aumentó mu-cho la cantidad de finos recuperados, exigiendo la utilización de mayores por-centajes de cemento en las briquetas, lo que llevó a considerar la peletización como el método de aglomeración más adecuado [15].

Reciclado en convertidores

El reciclado de barros y polvos de con-vertidores en los mismos hornos tiene generalmente el objetivo de reemplazar el mineral de hierro en forma de piedras o pélets o la chatarra, como regulador del balance térmico del horno (enfriador del baño). Su uso es más cuan-do se opera con baja proporción de arra-bio en la carga.

La adición se realiza en general en forma de briquetas. Para los barros del espesa-

Figura 3 Reciclado de barros de acería y otros residuos vía planta de sínter mediante premezclado [10]

Polvos Barros

Mezclado

Finos

• Polvos horno (casa de colada, ventilación)

• Convertidor (ventilación, extracción secundaria)

• Barros de acería

• Barros de alto horno

• Concentrado magnético de la escoria

• Finos de la escoria

Cal

Micropeletización

Mezcla de residuos para reciclado vía sinterización

151


dor, suele haber un proceso previo de ex-tracción de parte de la humedad. Las bri-quetas se producen en frío, utilizando un ligante, o en caliente sin ligante. Este últi-mo caso se aplica en plantas con sistema de limpieza de gases en seco. Otra vía es el mezclado de escoria caliente con los polvos, con formación de piedras.

A continuación se detallan estas tres tec-nologías.

Briqueteado en frío con liganteEsta vía de utilización ha sido adoptada en varias plantas de América del Nor-te (ArcelorMittal East Chicago e Indiana Harbor); América del Sur (ArcelorMittal Tubarão, APERAM, Ternium Siderar); Europa (Tata Steel Port Talbot, Tata Ste-el Scunthorpe, ILVA Taranto) y Asia (SAIL Bhilai Steel Plant, India). La preparación del material se hace disminuyendo el tenor de humedad mediante centrifuga-doras u hornos rotativos con combustión de gas natural o gas de coquería. Como ligante se utiliza melaza, cemento o cal, individualmente o en mezclas. Las bri-queteadoras son de rodillos.

Se describe a título de ejemplo para el briqueteado en frío la experiencia de las plantas situadas en East Chicago e India-na Harbor, East Works, EE. UU. (en ese entonces pertenecientes a Inland Steel Corporation y hoy al grupo ArcelorMittal), que utilizan este esquema desde 1993 [16].

En este caso se dispone de una instala-ción para extracción del agua, como se

muestra en la Figura 4. Se utilizan má-quinas centrifugadoras que giran a 2.000 rpm, generando una aceleración de 1.000 g. Se inyecta en el chorro de alimentación de las centrifugadoras un polímero de baja densidad, inmediatamente antes del ingreso a las máquinas. El agua se recir-cula mediante un sistema cerrado a los espesadores del sistema de tratamiento de humos de los convertidores. Se logra incrementar el porcentaje de sólidos del 25%-35% al 60%-78%. El material obte-nido se transporta mediante camiones a un área donde en función del tiempo que

transcurra hasta su uso en la planta de briqueteado, la humedad puede bajar a niveles del 15% al 18%.

La capacidad de la planta de briquetea-do es de 25.400 t/mes. Las partes que la componen son la de mezclado, secado, mezclado con el ligante, briqueteado y curado. Como ligante se usa melaza y cal hidratada. En los Cuadros 5 y 6 se presenta la composición química y las propiedades físicas de las briquetas. En la Figura 5 se presenta un esquema del proceso.

Figura 4 Esquema de las unidades de extracción de agua de los barros de acería [16]

Tanquede ingreso

Tanquede efluentes

Centrifugadora

Barro provenientede la salida inferiordel espesador

Barro parabroqueteo y reciclado

Recicladodirecto o indirectoa los espesadores

95-150 litros por minuto50-250 ppm de sólidos solubles

Acería N° 2

25%-35%

Sólidos

Acería N° 4

25%-35%

Sólidos

Acería N° 2

60%-68%

Sólidos

Acería N° 4

70%-68%

Sólidos

Cuadro 5 Composición química de las briquetas de barros de acería para uso

en convertidores [16]

Componente 35% de barro 61% de barro

Fe total 61,6 54,7

Fe metálico 5,3 2,8

FeO 46,4 38,4

Fe2O3 28,9 31,6

MnO 0,8 0,9

CaO 6,8 8,4

MgO 1,6 2,1

SiO2 1,8 2,0

Al2O3 0,7 0,8

P2O5 0,16 0,21

S 0,09 0,14

Zn 0,76 1,24

Pb 0,05 0,08

C total 4,8 6,1

C libre 3,1 4,0

152


Figura 5 Diagrama de flujo de la planta de briqueteado de barros de acería al oxígeno [16]

Cuadro 6 Propiedades físicas de las briquetas de barros de acería para uso

en convertidores [17]

Propiedad 35% de barro 61% de barro

Densidad aparente (g/cm3) 1,84 1,70

Índice de resistencia mediante 57,3 60,5 tambor ASTM (%)

Resistencia a la trituración una vez 5.640 5.550 curada (kPa)

> 25,4 mm 67 71

< 6,3 mm 22 16

< 3,2 mm 18 13

< 1,6 mm 16 12

Almacenamiento

Almacenamiento Pila de curado

Mezclado

Almacenamiento Almacenamiento

Zaranda

Silo

Cinta

Cinta

Camiónneumático

Camiónneumático

Camiónneumático

Camiónneumático

Tanquede

melaza

Molino depaletas 1

Molino depaletas 2

Prensa debriqueteado

Silo

de

MIL

F

Silo

de

Cal

(2)

Silo

de

Mez

cla

Silo

de

Cem

ento

Torn

illo

Torn

illo

Cinta de pesaje

Transportador a tornillo

Cinta de transferencia

Cinta de elevación

Cinta de elevación

Cinta de finos

Cinta

Zaranda

Cinta de pesaje

Bolsaa granel

Estación de descarga Tanque dealmacenamiento

Gas de escape Chimenea

Casa defiltros de bolsaCiclón

CintaPila de gruesos

Secador rotativo

Se ha informado que esta planta carga 3.500 kg/colada en la acería 2 (converti-dores de 195 t) y 6.000 kg/colada en la acería 4 (convertidores de 235 t). Depen-diendo de la cantidad cargada, una parte se carga sobre la chatarra o el arrabio y otra luego de la ignición, por ejemplo dentro del primer 20% del soplo, acom-pañado de 500 a 1.000 kg de cal. Una adición posterior de briquetas da lugar a derrames, emisiones y empuje sobre la lanza debido al alto tenor de CO en los gases de escape. Se supone que tam-bién una adición temprana, cuando to-davía el tenor de carbono en el arrabio de carga es importante, contribuye a la recuperación de las unidades de hierro presentes en la briqueta.

Briqueteado en caliente sin liganteEste proceso está menos extendido porque se usa en plantas con sistema de extracción de polvos en seco, como ThyssenKrupp Steel Bruckhausen y Voestalpine Stahl Linz, Austria [3, 5]. Esta última posee un sistema de combustión suprimida, incluyendo un sistema de re-cuperación de gas. Aguas abajo de los módulos estándar del sistema de trata-miento de gases (cámara de enfriamien-

to, recuperación de calor y enfriador por evaporación), hay un precipitador elec-trostático en seco para extraer el polvo de los gases de salida del convertidor (Figura 6).

El 40% de los polvos, la fracción gruesa, se extrae en el enfriador por evaporación y el 60%, la fracción en el precipita-dor electrostático. Debido al sistema de combustión suprimida, los polvos con-tienen una importante cantidad de hierro metálico, 10% al 20%. Para evitar la oxi-

dación de estas unidades de hierro, se procede al briqueteado en caliente bajo atmósfera inerte.

El factor de enfriamiento de estos óxidos de descarte aglomerados está usualmen-te en el rango de 3 a 4 MJ/kg, dependien-do del sistema de combustión (completa o suprimida) y de los materiales que se usan en el briqueteado, además del pol-vo de convertidores (laminilla, polvo de trampa de alto horno). En comparación con la chatarra, que tiene un factor de

153


enfriamiento de 1,35 MJ/kg, el de estas briquetas es 2 a 3 veces más alto. O sea que cada t de briquetas puede reempla-zar 2 a 3 t de chatarra. Por esta razón, para obtener el mismo peso de colada y temperatura del acero líquido que sin re-ciclado, es necesario aumentar la carga de arrabio líquido o agregar coque a las briquetas, para compensar el efecto de enfriamiento [3].

Para prevenir un enriquecimiento infinito en cinc de los polvos, debido al recicla-do, se debe enviar a terceros cuando se excede un límite definido. Para ello se ha desarrollado un sistema para la determi-nación en línea del cinc en el polvo, deno-minado LIBS (Laser-Induced Breakdown Spectroscopy).

Aglomerado por mezcla con escoria calienteUna vía de bajo costo de inversión y ope-ración para preparar el barro (particular-mente la torta de para la carga en el convertidor, se ha utilizado en la plan-ta de Sparrows Point, hoy propiedad de Renco Group Inc. Se trata de una mezcla con escoria caliente de BOF. Para evitar la voladura de polvo y colaborar en la aglomeración de las partículas, se agre-ga una solución de silicato de sodio en agua, en la descarga del filtro prensa. El material es luego mezclado con escoria a una temperatura del orden de los 800°C,

en capas sucesivas. Luego se lo deja cu-rar unas 16 horas [3]. Un factor importan-te es la humedad residual, que si es muy poca permite el libre flujo del material en los silos y si es muy alta puede dar lugar a la obstrucción de los mismos [3]. Para esta planta, utilizar 3.600 kg de este re-ciclo en reemplazo de mineral de hierro por colada equivale a reciclar el 100% del material generado. Se ha probado adi-cionar hasta 6.600 kg/colada sin incon-venientes.

Reciclado en cubilotes

La experiencia más conocida en este campo es la del proceso OXYCUP, de-sarrollado por Küttner y adoptado en primer lugar en su momento por la side-rúrgica mexicana SICARTSA (hoy Arce-lorMittal Lázaro Cárdenas) [17]. Se trata de un cubilote de gran tamaño, de vien-to caliente enriquecido con oxígeno, con la particularidad de que una gran parte de la carga está constituida por ladrillos autorreductores elaborados a partir de residuos, entre ellos los barros de ace-ría. En el horno instalado en ThyssenKru-pp Stahl Duisburg, Alemania, los finos de la acería son el principal componente de la carga [18]. El resto puede ser chatarra, fondos de cuchara de arrabio o acero, hierro esponja, etcétera. En la Figura 7 se presenta un esquema del proceso.

En comparación con los cubilotes usua-les, el OXYCUP tiene un consumo espe-

de coque muy elevado (360 kg/t arrabio) y una alta generación de escoria (604 kg/t arrabio). Estos valores son para una marcha con el 85% de ladrillos.

En el alto horno el grueso de la reducción sucede a temperaturas por debajo de los 800°C. En el cubilote OXYCUP esta ocu-rre por reducción directa, a temperaturas por encima de los 900°C, con ayuda de los finos de carbón introducidos en los ladrillos (Figuras 8 y 9).

Se eligió la aglomeración en ladrillos por tratarse de una tecnología ampliamente conocida (para la fabricación de adoqui-nes sintéticos). Se mezclan los barros y polvos con carbón y cemento y esta mez-cla se transfiere a un silo sobre la prensa de ladrillos. El material se alimenta sobre moldes que ingresan bajo la prensa en un pallet de madera y es comprimido por prensado y vibración. Cada 15 segundos un pallet con ladrillos deja la prensa y es apilado. Luego un conjunto de pallets es transportado a una sala de almacena-miento de ladrillos, para el curado del ce-mento. Después de 3 días se extraen los ladrillos, listos para la carga del cubilote (Figura 9).

Hay cinco plantas en operación, en side-rúrgicas de México, Alemania, Japón y Taiwán (Cuadro 7).

Figura 6 Esquema de la planta de briqueteado en caliente, sin ligante, para reciclado de polvos de acería al oxígeno,

en Voestalpine Stahl Linz, Austria [3]

Gasómetro

Polvo rico en cinc aproductores de cinc

VaporVapor

Enfriamientodel gas

Convertidor

Polvogrueso

Polvofino

Briquetas de polvoPlanta de briqueteado

en caliente

Agua

LÁSER

Enfriador porevaporación Ventilador

Chimeneacon antorcha

Válvula de gasPrecipitador

electrostático

Enfriadorde gas

154


Figura 7 Esquema de cubilote para reciclado de residuos siderúrgicos (proceso OXYCUP) [17]

Figura 8 Condiciones operativas de un alto horno y de un cubilote

OXYCUP, en cuanto a la reducción [18]

Figura 9 Ladrillos autorreductores construidos con residuos

siderúrgicos, para reciclado en cubilote OXYCUP [18]

Chatarra Coque

15-30 t/h escoria 35-65 t/h arrabio

Cubilote

Ladrillos

Antorcha

Tratamientode efluentes

Limpieza del gas

30.000 m3/h viento caliente3.500 m3/h oxígeno

50.000 m/h≈ 4.300 kJ/m3

Gas de tope

Red de gasde planta

Gas a 230°C

620°C

Estufa paraviento caliente

°C230

1000

1400

1800

400

PC

O

PC

O +

PC

O2

0

0,2

0,4

0,6

0,8

1

500 600 700 800 900 1.000 1.100 1.200

El equilibrio de Bouduardfija la relación CO/CO2para cada temperatura;por encima de 650°Cel FeO se puede convertira Fe

En el alto horno normal la mayorparte de la reducción ocurrea 650°C-700°C

Los ladrillos autorreductores en el cubilote OXYCUPse reducen principalmente por encima de 1.000°C

Fe304

BF OXYCUP

Fe

FeFeO

Laminilla (aceitoso)Barros de acería LDPolvo de acería LDBarros de alto hornoPolvo de sínterPolvos secundariosFinos de mineralFinos de carbón

50-110 mm

Ladrillo autorreductor

COFeOx

Fe

C

CC

CO

CO

CO2

CO2

1. Reacción de Boudduard2. Reducción a hierro

CO2 + C � 2COCO + óxidos de hierro � Fe + CO2

Cuadro 7 Cubilotes OXYCUP en operación en la actualidad [17]

Empresa País Capacidad de fusión Carga metálica Año de arranque (t/h)

ArcelorMittal Lázaro Cárdenas México 80 t/h Ladrillos y chatarra 1998

ThyssenKrupp Alemania 25-50 t/h Ladrillos y chatarra 2004

Nippon Steel Japón 60 t/h Pellas y chatarra 2005

JFE Steel Japón 80 t/h Ladrillos y chatarra 2008

TISCO Taiwán 3 x 50 t/h Ladrillos 2011 (1 en reparación)


155

Reciclado en hornos de solera rotativa

Estos hornos se han propuesto inicial-mente para la producción de hierro esponja a partir de mineral de hierro y carbón, pero se han aplicado mayorita-riamente al reciclado de residuos ricos en hierro, incluyendo los polvos y barros de acería, particularmente en Japón.

El iniciador de este proceso para la side-rurgia fue la empresa Midland Ross, en Estados Unidos, bajo la denominación de Heat-Fast; se trabaja en ese caso para obtener hierro esponja a partir de mine-ral. El proceso no pasó de la escala piloto debido al surgimiento simultáneo y exito-so del proceso MIDREX de reducción di-recta a gas natural. Una empresa origina-da en Midland Ross, Maumee Research & Engineering, introdujo en el año 2000 el primer horno industrial para este propósi-to en Rouge Steel [19], cuyo propietario actual es Severstal North America.

El proceso fue denominado DryIron y consistía en el briqueteado junto con fi-nos de coque, previo paso de los compo-nentes con más del 5% de humedad por un secador rotativo a gas natural. Se usó inicialmente melaza como ligante y pos-teriormente un polímero. En el horno de solera rotativa se producía hierro esponja y en los filtros bolsa se recuperaba ZnO. El hierro esponja se agregaba a la cucha-

ra de transferencia de arrabio donde se fundía y pasaba por una estación de des-ulfuración antes de ser cargado al BOF. Uno de los problemas mayores fue la dificultad en descargar el hierro esponja de los cargadores que lo transportaban, debido a que se pegaba al revestimiento refractario.

Con Maumee Research & Engineering proveyendo la ingeniería y Nippon Steel Engineering como constructor, Nippon Steel Corporation incorporó con un gran impulso el horno de solera rotativa, para el tratamiento de diversos residuos, ha-biendo construido ya ocho plantas en Japón, China, Taiwán y Corea [20], de los cuales seis están dedicados entre otras materias primas a los barros de acería LD (Cuadro 8).

En la Figura 10 se presenta una planta típica; en este caso, una en la que se obtienen pélets como producto de la aglomeración [20]. De los tres métodos de aglomeración utilizados para los hor-nos de solera rotativa, la peletización en disco es el de mayor productividad pero es muy sensible a variaciones en las ca-racterísticas de las materias primas y en las proporciones en que se mezclan. La extrusión en tornillos es el método de me-nor productividad y menos sensible a los cambios. El briqueteado con rodillos está en una posición intermedia [21]. Por es-tas razones, se tiende a usar pélets para los polvos y lodos que están relativamen-

te secos y son estables que son la ma-yoría y extrusión para los polvos y barros que son muy húmedos o inconsistentes en sus propiedades físicas.

Cabe mencionar que en el peletizado de polvos y barros se suele utilizar el proce-so llamado de liga en frío (cold bonding), que tiene algunos rasgos específicos que contrastan con la peletización tradicional de los minerales de hierro. Consiste en a) mezclado del material con un ligante (cemento) a baja temperatura; b) forma-ción de los pélets en el disco peletizador y c) autoendurecimiento de los pélets a temperatura ambiente o a 70°C a 100°C [22].

En la Figura 11 se presenta un esquema del proceso de reducción, en un corte longitudinal del horno de solera rotativa [20].

Entre los problemas tecnológicos que han debido ser resueltos para poder ope-rar estos hornos a costo relativamente bajo, está el del ataque de los materiales refractarios que los revisten internamen-te, por parte de los metales alcalinos presentes en la carga, que se vaporizan y al permearse a través de la porosidad de los refractarios causan su expansión y rotura. Se han desarrollado materiales en los que se genera una estructura cerrada en la superficie, por la vía de reacciones con componentes de los gases de com-bustión [20].

Cuadro 8 Algunos hornos de solera rotativa que incluyen barros de acería al oxígeno entre sus materias primas.

Basado en diversas fuentes

Planta Arranque Capacidad Residuo procesado Aglomerado producido Destino DRI Ingeniería/Construcción (t/año)

Rouge Steel Company, Briquetas BOF [1] MR&EEE. UU. RSC

NSC Hirohata 2000 Polvo y barro BOF Pellas BOF [2] Midrex

NSC Kimitsu, Japón 2002 Barros AH y BOF Extruidos Alto horno MR&E NSE

Lucchini Piombino, Italia Polvos AH y BOF Pellas Alto horno [4] SMS Siemag

China Steel, Taiwán 2007 Barros AH y BOF Extruidos Alto horno MR&E NSE

NSC Kimitsu, Japón 2008 Polvos AH y BOF Pellas Alto horno MR&E NSE

Ma Steel, China 2009 Polvos AH y BOF Pellas Alto horno MR&E NSE

Posco Pohang, Corea Polvos AH y BOF Pellas Alto horno MR&E NSE

Posco Kwangyang, Corea Polvos AH y BOF Pellas Alto horno MR&E NSE

Nittetsu Shinko [3] 2011 Polvos AH, BOF y EAF Briquetas BOF, EAF, alto horno [4] Midrex

[1] Carga en cuchara de transferencia. [2] Carga caliente. [3] Propiedad de Nippon Steel y Kobe Steel. [4] Produce hierro briqueteado en caliente (HBI).

2000 Polvo y barro BOF

2004

2009

2009

210.000

135.000

130.000

310.000

200.000

220.000

196.000

60.000

200.000

200.000

Filtros bolsa

Intercambiadorde calor

Caldera

Secadorde pélets

Discopeletizador

Adición deligante y agua

Moino de bolas

Silos dematerias primas

Mezclado, aglomeración ysecado de polvos y barros

Recuperación de calorde los gases de escape

Secadorde pélets

Silo dehierro esponja

Calentamientoy reducción depellas verdes

Enfriamiento y almacenamientodel hierro esponja

Patio de materias primas

Tratamiento del hierro esponja

RHF

Tratamiento del gas de escape

Figura 10 Horno de solera rotativa para reciclado de barros de acería al oxígeno y otros residuos [20]

Figura 11 Reacciones y transferencia de calor en un corte longitudinal del horno

de solera rotativa [20]

Movimiento del piso

Pellas

Rueda

Radiación

Gas de alta temperatura

Descargador

Quemado

Zona de reducciónZona decalentamiento

Piso de la solera

CO

Hierro primario

Otro problema es el crecimiento del piso, por adhesión de finos, fusión incipiente, etc. Esto acorta la vida del tornillo sinfín que descarga el hierro esponja. Para esto se mejoró el material y el tratamiento tér-mico del tornillo.

También se han presentado problemas de taponamiento por polvos del conduc-to de gas de escape. Esto llevó a adicio-nar un aparato de remoción de polvos, modificar el tratamiento y el enfriamiento de los gases y ajustar las condiciones operativas para disminuir la adhesividad del polvo [20]. Cabe mencionar que se recupera el calor de los gases para ge-nerar vapor.

Desde las mismas fuentes de la ori-ginal MR&E, MIDREX Technologies y Kobe Steel han desarrollado el proceso FASTMET, que utiliza también un horno de solera rotativa y que ha tenido menos aplicaciones industriales; una de ellas in-cluye polvos y barros de BOF en la carga (Cuadro 8). Otra variante, de SMS Sie-mag, es el proceso REDSMELT NST, del cual hay una instalación industrial (Cua-dro 8) [23].

MIDREX argumenta que, a diferencia de los otros diseños de horno con solera rotativa, en el FASTMET se colocan solo una o dos capas de pélets o briquetas, por lo que éstas, debido a la fuerte radia-ción, se calentarían más uniformemen-te y se reducirían más rápidamente. En

cambio en los hornos con varias capas la temperatura en la camada superior sería muy alta y para prevenir su fusión debería trabajarse el horno a una temperatura me-nor, teniendo como resultado una menor productividad, así como una temperatura más baja y una menor calidad del hierro

esponja de la capa inferior. Además, la camada superior debe permanecer más tiempo, hasta que la inferior se reduce, por lo que se correría el riesgo de que se reoxide y la metalización sea inferior [24].

156


Experiencias latinoamericanas

Como ya se ha comentado, hay experien-cias latinoamericanas en el reciclado de barros y polvos de acería. A continuación se detallan algunas de esas experiencias, ordenadas por países y por plantas.

En México se hizo la primera instalación de un cubilote del tipo OXYCUP, para el reciclado de residuos, en la entonces SICARTSA, hoy ArcelorMittal Lázaro Cár-denas. Tiene capacidad de 80 t/h y se reciclan diversos materiales, incluyendo los barros de la acería LD. Se preparan ladrillos autorreductores que se cargan junto con chatarra, obteniendo arrabio para uso en la acería LD o la acería eléc-trica [25].

En Brasil, ArcelorMittal Tubarão (AMT) y APERAM (ex ACESITA) utilizan la vía del briqueteado y carga en convertidores. AMT posee una planta con un patio de 15.000 m2 para recibir los residuos; con ellos abastece 4 silos revestidos interna-mente, de 60 m3 cada uno. Los equipos y la sala de control ocupan una nave de 2.200 m2. La planta tiene un alto grado de automatización y está monitoreada por un controlador lógico programable (PLC). Se utilizan en la acería en prome-dio 11.700 t/mes de briquetas; para este propósito se consumen unas 3.000 t/mes de barros gruesos [26].

El desarrollo inicial se hizo en una planta piloto, en forma conjunta con la Funda-ción Gorceix. Esto permitió desarrollar conocimiento propio en cuanto a los problemas que surgieron en el proceso de fabricación de las briquetas y en su utilización, que comenzó en un alto hor-no y luego continuó en la acería, no solo en los convertidores, sino también en la metalurgia secundaria, en este caso re-emplazando la chatarra para enfriamien-to [27].

En el caso de APERAM, en 2002 arrancó una planta de briqueteado operada por ABC Tecnologia. Se utiliza como ligante un cemento de características particula-res y melaza; se juntan en mezcladores a tornillo verticales y cilíndricos. Luego el material se transporta por cinta hacia la tolva de la briqueteadora. La prensa tiene una capacidad de 10 t/h. El producto de salida pasa por una zaranda y los finos se retornan al proceso para su reutilización. Las briquetas obtenidas se apilan y luego se transportan hacia el lugar donde per-manecen un tiempo de curado hasta su utilización [28].

CSN instaló y puso en marcha recien-temente, junto a la empresa K&K Mine-ração, una instalación industrial en la planta de Volta Redonda para la obten-

ción de hierro metálico, basada en sepa-ración del hierro metálico mediante ultra-sonido y espirales de Humphrey (Figura 12) [29]. Las espirales de Humphrey son un método de separación de sólidos por gravedad utilizado en minería, basado en corrientes de agua superficiales.

Ternium Siderar, Argentina, ha optado también por la ruta de la preparación de briquetas donde participa la fracción gruesa de los barros de acería y otros re-ciclos como laminilla de planchones de colada continua. Se utiliza melaza como aglomerante. El tenor de hierro total es del 63% al 67%. Se utiliza en reemplazo de la chatarra, hasta un cierto porcentaje máximo [30].

En cuanto a la investigación sobre el reci-clado de los barros, se han realizado di-versos proyectos a escala de laboratorio y de planta piloto que amplían la base de conocimiento de la región, generalmente en conjunto entre empresas y universida-des [4, 27, 30-36].

Conclusiones

El reciclado de barros y polvos de acería presenta oportunidades, ligadas al tenor de hierro total y de cal que contiene, ade-más de desafíos, particularmente en su

fracción fina, como el contenido de cinc y de finos. Su depósito en terrenos de la propia empresa o de terceros ha sido el camino inicial, que está cada vez más restringido por razones de costo y legisla-ción ambiental. También se ha desarrolla-do la venta a cementeras como corrector de hierro, donde la logística lo ha hecho posible.

A diferencia de los polvos de horno eléc-trico de arco, donde el contenido de cinc es suficientemente alto y ha alentado la creación de empresas independientes de reciclado o productores de cinc espe-cializados en usarlo como materia prima previa concentración, no hay oferta de re-cuperación de hierro y cinc en terceros, a no ser una planta de reciclado de Alema-nia, basada en una planta de sínter y dos altos hornos, que opera en condiciones muy particulares.

El reciclado dentro de las plantas ha se-guido caminos diversos. En primer lugar las plantas de sínter, donde se han desa-rrollado diversas formas de preparación para la adición; las limitaciones son el contenido de cinc y álcalis y la presencia de finos.

Otra posibilidad, utilizada en América del Sur y del Norte, Europa y Asia, es la del reciclado en los convertidores, en reem-

Figura 12 Esquema del proceso utilizado en CSN para la producción de polvo

de hierro metálico [29]

Sistema de gases de escape

Gasómetro Barro gruesoAgua

PulpaGaslavado

Separadorultrasónico

EspesadorHorno

de secado

Convertidor LD

Clasificador a tornillo

Material separado

Material concetradoMaterial seco

157


plazo de mineral de hierro o de chatarra, para el balance térmico de la carga. En este sentido se utiliza el briqueteado en frío con ligante, el briqueteado en caliente sin ligante y el mezclado con escoria ca-liente. Aquí la presencia de cinc no es un inconveniente.

En lo que va del siglo, una tendencia im-portante, particularmente en las regiones más desarrolladas, ha sido el reciclado en unidades metalúrgicas separadas que producen hierro esponja o arrabio líquido y concentrado de cinc. En Japón, Corea y Taiwán se han instalado numerosos hor-nos de solera rotativa para estos fines, con la carga en forma de pélets, brique-tas o extrudidos autorreductores. Tam-bién se ha comenzado a utilizar cubilotes de viento caliente, cargados con ladrillos o pélets autorreductores y coque.

En América Latina, hay al menos tres ins-talaciones de briqueteado, para reciclado en convertidores y se hicieron instalacio-nes pioneras de reciclado en cubilote de viento caliente con carga de ladrillos y co-que y de recuperación de hierro metálico en espirales de Humphrey.

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158


Producción y uso de electrodospara hornos eléctricos de arco



Avances tecnológicos:


En los hornos eléctricos de

arco, que producen un tercio

del acero mundial, se emplean

electrodos de grafito que se van

consumiendo a lo largo del

proceso de fusión. Su calidad y

costo es de importancia en la

operación de estos equipos.

Introducción

Los electrodos de grafito artificial son un estándar en la producción de acero en hornos eléctricos. El grafito artificial posee una alta conductividad eléctrica y elevada resistencia al choque térmico que lo hacen imprescindible para este uso. El consumo medio ha sido cuanti-ficado, para un gran número de acerías eléctricas del grupo ArcelorMittal, en 1,43 kg/t [1]. La producción de acero crudo en acerías eléctricas fue en el año 2010 de 406 Mt. Podría estimarse el consumo de electrodos para hornos eléctricos en el orden de las 600.000 t/año; a esto se le debería sumar el consumo en los hornos cuchara.

Entre los principales fabricantes es-tán GrafTech International, SGL Group, Showa Denko Carbon, Tokai Carbon, HEG Ltd., Superior Graphite, UK CG, Beijing Fangda Carbon Tech, Chengdu Ronguang Carbon, Fangda Carbon New Material, Fushun Carbon, Guangshan Shida Carbon, Hefei Carbon, GES (Chi-na), Jilin Carbon Import & Export. Es un mercado competitivo en costos, calidad y servicio, con estrategias diferenciadas y en el que ha habido en la última década un proceso importante de fusiones y ad-quisiciones. Una parte de las empresas mencionadas tiene sitios de producción en varios países. Se trata de una industria madura, que utiliza en general sistemas de producción modernos, con importan-te grado de automatización, capaces de formular electrodos con un alto grado de repetitividad.

En el Cuadro 1 se presentan algunas fe-chas importantes en el desarrollo y apli-cación de los electrodos de grafito [2].

Las materias primas para la producción de los electrodos son el coque de petró-leo, preferentemente del tipo denomina-do aguja y la brea de alquitrán de hulla. Estos materiales se mezclan y procesan a alta temperatura en varios pasos, hasta obtener el grafito sintético. Es un produc-to con un alto valor agregado energético.

En los párrafos siguientes se presentan detalles sobre las materias primas utiliza-das, el proceso de fabricación, el diseño de los electrodos y su aplicación, desde el punto de vista de algunas de las nove-dades tecnológicas que se han introduci-do en las últimas décadas.

Cabe mencionar que los avances en las materias primas, el proceso de fabrica-ción y la performance en uso son lentos. El proceso de producción de los electro-dos es largo, de hasta dos meses; a esto debe sumarse el tiempo de prueba en la acería para saber si una cierta formula-ción presenta ventajas, donde un gran número de variables puede influir sobre los resultados [4].

Materias primas

La principal materia prima para la pro-ducción de electrodos es el coque de petróleo. Se trata de un residuo carbono-so obtenido en el proceso denominado coquización demorada, que forma parte de las refinerías de petróleo. En este pro-

Por Jorge Madías*



160

161

ceso se produce gas oil y coque, a partir de residuos de la unidad de destilación al vacío (Figura 1). Consiste en calentar el residuo a su temperatura de craqueo tér-mico en un horno; el craqueo comienza en el horno, continúa en la línea de trans-ferencia y finaliza en el tambor de coque. El coque se enfría con agua y se corta

Cuadro 1 Algunos hitos importantes en el desarrollo tecnológico de los electrodos de grafito, en base a [2-3]

Año Desarrollo

1890 Invención de los hornos eléctricos de arco por Hérault (electrodos de carbón amorfo)

≈ 1900 Horno Acheson para grafitización de los electrodos

1909 Patentamiento de la impregnación con brea

1931 Introducción del niple de conexión

1956 Primer patentamiento del uso de coque de petróleo aguja para la fabricación de electrodos

1956 Primer patentamiento de la impregnación con brea de los electrodos de grafito

1960 Primer patentamiento de niple de conexión cónico

1963 Inicio del uso masivo de niples de conexión cónicos

1970 Inicio del uso masivo del proceso de impregnación con brea

1980 Uso masivo del coque aguja para la fabricación de electrodos

1984 Introducción de sistema digital de regulación de electrodos

1990- Uso masivo de sistema digital de regulación de electrodos

1998 Patentamiento de refrigeración de electrodos con anillo aspersor de agua

1990- Introducción de robot para unión automática de electrodos

2004 Primer uso comercial de los electrodos con unión macho-hembra

2009 Patentamiento de uso de fibras de carbono para refuerzo de electrodos

Figura 1 Unidad de coquización demorada típica (coker), instalada en una refinería de petróleo, produciendo gas oil de coker,

y coque de petróleo como subproducto [6]

Agua para corte

Residuo de vacío

Torre fraccionadora

HornoGOLC

GOPC

Gasolina de coker

Fosa de coque

Sistema demanipulacióndel coque Bomba para

chorro de agua

Gas combustible y gas licuadode petróleo a la planta de gas

Tambor deoperación A

gua

para

cor

te

GOLC: Gas oil liviano de coker; GOPC: Gas oil pesado de coker.

con chorros de agua a alta presión. La producción mundial fue del orden de 100 Mt en 2008 [5].

La mayor parte del coque producido es el denominado coque esponja, por su porosidad característica. Se destina mayormente a la producción de ánodos

para la producción de aluminio primario y combustión en plantas de cemento. Para la producción de electrodos de me-nores dimensiones, como los utilizados en hornos eléctricos de arco pequeños y en hornos cuchara, puede utilizarse esta calidad de coque. Sin embargo, para la producción de electrodos para hornos de


gran tamaño, de ultra alta potencia, se requiere un tipo de coque especial, de-nominado coque aguja (Figura 2).

Inicialmente se atribuyó la obtención de electrodos de mayor calidad al tipo de crudo del que provenía el residuo utilizado para la producción del coque. Posteriormente se encontró que la me-jor calidad estaba ligada a la formación

de un tipo de coque con características estriadas, con una estructura en agu-jas que estaba asociada a un espectro de difracción de rayos X que mostraba orientación cristalina, lo que no ocurría con el coque usual [8]. Este coque se obtenía a partir de residuos convertidos a un producto térmicamente estable mediante la extracción del material que tiende a formar una fase insoluble por calentamiento a 350°C-500°C y procesar los hidrocarburos líquidos remanentes en el coker en condiciones particula-res. Los residuos más favorables son los altamente aromáticos [9]. El uso de este tipo de coque permite obtener un electrodo que tiene menor resistividad

expansión térmica.

La otra materia prima es la brea de al-quitrán de hulla. Se obtiene en plantas carboquímicas que procesan el alquitrán extraído de los gases de los hornos de coquización de hulla utilizados en la si-derurgia (aquellos en los que hay recu-peración de subproductos). En la Figura 3 se presenta un esquema del proceso de fabricación: el alquitrán es calentado a 400°C en dispositivos de destilación

diseñados para este propósito. Esto per-mite extraer la humedad, el naftaleno y el aceite de creosota pesado y liviano; el producto resultante es la brea de alqui-trán de hulla.

Debido a la escasez de brea de alquitrán de hulla, en particular en los EE. UU., por el cierre de coquerías con recuperación de subproductos y la apertura de nue-vas coquerías con recuperación de calor y sin recuperación de subproductos, se ha estudiado su reemplazo mediante la obtención de brea de petróleo [11]. Se la ha utilizado particularmente en la impreg-nación de los electrodos.

Entre las innovaciones propuestas re-cientemente en lo que respecta a ma-terias primas, está el desarrollo del Oak Ridge National Laboratory, de los EE. UU., de la utilización de fibras de carbono en la fabricación de los electrodos [12]. Im-plica un método para distribuir uniforme-mente el grafito y las fibras de carbono en la matriz de los electrodos, modificando los parámetros de las fibras, agregando aditivos secundarios a las fibras para un mezclado homogéneo con la brea que se utiliza como ligante y usando diferentes tipos de fibras de carbono. Se obtendría

Figura 2 Aspecto del coque aguja, utilizado para

la producción de los electrodos de mayor calidad [7]

Figura 3 Esquema de la producción de brea a partir de alquitrán de hulla proveniente de la coquización [10]

Vapor

Horno de coque

Carbón

Aguasamoniacales

Barro dedecantador

Aguas amoniacales Destilado

Calentador

Tanquede alimentaciónde alquitrán

Alquitrán

Decantador

Gas

Brea

Vapor

Torre dedestilación

1. Frenado de grietas

Fibra decarbono

Matriz

Grietas

La fibra de carbono actúacomo una sutura, inhibiendoel crecimiento de la grieta conun fuerte vínculo matriz-grieta

2. Punteo de grietas

Figura 4 Beneficios del uso de fibras de carbono en los electrodos [12]

un electrodo más resistente, ya que las fibras de carbono actuarían como freno o como sutura ante la propagación de grietas (Figura 4). La ventaja de esta tecnología sería tener menos roturas de electrodos. No se conocen aplicaciones industriales.

Proceso de fabricación

En la Figura 5 se presenta un esquema del proceso de producción de los elec-trodos. El coque de petróleo se seca,

162


163

por ejemplo en un secador rotativo; se tritura en un molino a rodillos; se zaran-dea y se vuelve a moler. Se ha informado la utilización de mezclas de granos finos y gruesos, para permitir suficiente elasti-cidad e insensibilidad al choque térmico [13].

Luego se añade una cantidad definida de brea. Ambos materiales se mezclan en caliente. La mezcla se extruda luego con las dimensiones deseadas, y se en-fría, obteniéndose el llamado «electrodo verde». En esta etapa es importante ob-tener una orientación longitudinal de los granos de coque aguja, con respecto a lo que va a ser la dirección de la corriente eléctrica una vez en operación [13].

Posteriormente, este electrodo es intro-ducido en un horno donde se produce la coquización de la brea, extrayendo los volátiles y dejando un cuerpo sólido, no deformable, de carbón amorfo. Este pro-ceso es seguido por una impregnación con brea y nueva coquización, ahora de la brea de impregnación, para mejorar la densidad y otras propiedades.

Luego los electrodos son introducidos al horno de grafitización, donde son some-tidos a una temperatura de unos 3.000°C, para formar la estructura cristalina del grafito. En los hornos más antiguos, del tipo Acheson, los electrodos se empa-quetan dentro de una mezcla de coque y arena, y el calentamiento se produce me-diante la resistencia de contacto de dicha mezcla. En los hornos más modernos, llamados LWG (Length-Wise Graphitiza-tion -tudinal, el calentamiento se produce por el pasaje directo de electricidad a través del electrodo. Mientras el horno Acheson requiere unos 30 días de proceso para la grafitización, el horno LWG requiere 7 días [15]. En la Figura 6 se presentan es-quemas de ambos hornos.

El calentamiento más rápido a que se ven sometidos los electrodos en los hornos de grafitización longitudinal aumenta el riesgo de agrietamiento por el fenómeno denominado puffing, una severa expan-sión irreversible causada por la liberación de los gases provenientes de la presen-cia de azufre y nitrógeno en el coque, entre los 1.200 y 1.700°C [17]. Se ha utili-zado un horno piloto de grafitización para estudiar la influencia sobre el puffing, de variables como el uso de inhibidores que forman compuestos con estos elemen-tos; diferentes tipos de materias primas y diferente procesamiento previo (por ejemplo, el número de impregnaciones) [17].

Finalmente los electrodos son mecaniza-dos dentro de tolerancias en longitud y diámetro. Debido a que los electrodos se van consumiendo a lo largo del proceso,

Figura 5 Proceso de producción de los electrodos de grafito artificial para hornos

eléctricos de arco [14]

Figura 6 Esquema de los hornos de grafitización del tipo Acheson, de calentamiento

indirecto (izquierda) y LWG, de calentamiento directo [16]

Breaaglomerante

Coque depetróleo

Impregnacióncon brea

Molienda

Mezclado

Extrusión

Horneado

Mecanizado

Grafitización

Conexióneléctrica

Conexión eléctrica

Electrodos

Electrodos (resistor)

Horno LWG,calentamiento directo

Horno Acheson,calentamiento indirecto

Medio de empaque

Resistor

deben introducirse otros, que se unen mediante niples. Los niples se roscan para asegurar una adecuada unión entre los electrodos. El empaque es clave para que no haya daños durante su transporte y manipulación.

DiseñoEn el diseño de los electrodos ha habido avances cuantitativos, como el requerido para la fabricación de electrodos de 800 mm de diámetro y avances cualitativos,


como por ejemplo nuevos tipos de unio-nes.

Con respecto a los electrodos de 800 mm de diámetro, ha sido necesaria la cons-trucción de hornos de corriente continua de un solo electrodo de gran tamaño. SGL reivindica la obtención del primer electrodo de este diámetro, en desarrollo en conjunto con la siderúrgica alemana Peiner Träger, del grupo Salzgitter, en el año 2001. Hasta ahora la máxima corrien-te usada ha sido 130-140 kA; pero estos electrodos abren la puerta para el uso de corrientes de más de 150 kA (Figura 7).

Otro aspecto relacionado con el dise-ño de los electrodos tiene que ver con las juntas. El diseño tradicional es el de niples con doble conicidad (Figura 8). Como el niple tiene un diámetro menor, para soportar esfuerzos de flexión debe tener un material más resistente que el del electrodo. Por esta razón se utiliza un menor tamaño de grano de coque de petróleo. Esto hace que su coeficiente de expansión térmica (CET) sea diferente. Bajo las condiciones térmicas severas prevalecientes en el horno, esta diferen-cia en CET da lugar a tensiones térmicas excesivas que pueden implicar agrieta-miento, desgaste lateral y consumo ex-cesivo en la junta [18].

La unión macho-hembra que se ha usa-do antes del desarrollo de los niples, te-nía el problema de la baja resistencia del macho. Para procurar un diseño que su-perara este problema se hizo una mode-lización de las tensiones, basada en ele-mentos finitos. Sobre el diseño obtenido se hicieron luego modificaciones no ba-sadas en la modelización: paso de rosca de 12,7 mm en lugar de 6,35 mm utilizado en los niples, para una rosca con mayor resistencia y menos rotaciones del elec-trodo durante el ajuste; la junta se arma con el macho hacia arriba, a la inversa del armado estándar. Este sistema encuentra aplicación en los hornos con electrodos de gran diámetro como los de corriente

Figura 7 Capacidad de transporte de corriente en función del diámetro de electrodo,

para hornos cuchara, hornos eléctricos de arco de corriente alterna y de corriente continua [14]

Figura 8 Junta de electrodos mientras está localizada en la parte alta de la columna (izquierda), y cuando está cerca de la punta, donde el consumo disminuye

la sección transversal del electrodo (derecha) [19]

Figura 9 Unión macho-hembra implementada en 2004 para electrodos de gran diámetro [20]

Izquierda: comparación con la conexión estándar con niple; derecha: detalles constructivos de los electrodos.

3500

20

40

60

80

100

120

140

160

180

400 450 500 550 600

Diámetro del electrodo (mm)

Cor

rient

e en

el e

lect

rodo

(kA

)650 700 750 800

Horno corriente continua

Horno corriente alternaHorno cuchara

Electrodoestándar

Electrodocon unión

macho-hembra

Altaconicidad;unión largapara alta

resistencia de la

columna

Selladodel extremo

Niple

Ranuraspara

flujo delsistema debloqueado

químico

continua y algunos de corriente alterna de ultra alta potencia. El sistema se deno-mina comercialmente Apollo (Figura 9).

Plantas que han utilizado este electrodo han informado mejoras en el consumo

específico, y la necesidad de cambios en el manipuleo de los electrodos, incluyen-do los robots [20]. El sistema presenta interés para los hornos con electrodos de tamaño grande.

164


165

Aplicación

La reducción del consumo específico de los electrodos durante el último decenio se debe mayormente a graduales cam-bios tecnológicos en las acerías con au-mento de productividad de los hornos. Se pueden citar los siguientes factores, que se gestaron a lo largo de años y gra-dualmente continuaron en su implemen-tación en la década pasada [4]:

• Incremento en la utilización de energía química reduciendo la energía eléctri-ca.

• Uso de lanzas supersónicas que per-miten mantener la puerta del horno cerrada.

• Cambio de transformadores de mayor potencia aumentando la productivi-dad del horno.

• Cambio de transformador permitiendo operar con arcos más largos y reduc-ción de la corriente de fase.

• Mejoras en el control y mantenimiento de la escoria espumosa.

• Mejoras en la programación automáti-ca del arco y repetitividad de la colada en general.

• Instalaciones que operan con siste-mas de carga continua y precalenta-miento de chatarra.

• Carga metálica caliente (hierro espon-ja o arrabio líquido).

• Mejoras en el control de la refrigera-ción lateral de las columnas.

• Utilización de carga única o menor número de cargas, con mejor prepa-ración de la chatarra.

En los párrafos que siguen se detallan cuatro aspectos en los que reciente-mente se han producido avances: la re-frigeración, el uso de alta tensión y baja corriente, el revestimiento superficial, los sistemas de regulación y el monitoreo continuo del consumo.

El objetivo de la refrigeración de los elec-trodos es disminuir el consumo lateral que ocurre por oxidación del carbono en la superficie del electrodo al rojo. La más reciente fórmula propuesta para el con-sumo lateral es [21]:

CL = 0,11(O2/t) + 0,16J0 + 3,02/(Lox/L) – 4,42

Donde CL es el consumo lateral, en kg/m2h; O2/t es el oxígeno inyectado me-diante lanza o quemadores, en Nm3/t; J0 es la densidad de corriente en A/cm2; Lox es la longitud de electrodo sometida a la oxidación y L es la longitud de la co-lumna por debajo del soporte (Figura10).

Figura 10 Parámetro para definir el caudal de agua de refrigeración de electrodos,

Lox/L · Lox/L alto caudal < Lox/L bajo caudal [21]

1: cubierta del horno; 10: electrodo de grafito; 11: agua de enfriamiento; 21: caño de enfriamiento; θ: ángulo de inclinación con respecto a la horizontal; L-L: nivel horizontal.

Figura 11 Esquema de sistema de refrigeración de electrodos mediante rociado

de agua [22]

1 1

10

11 11

21

LL

θ θ

El diseño del sistema de refrigeración de los electrodos, aunque parece un tema sencillo, tiene diversas connotaciones. El dispositivo debe ser diseñado de manera tal de no generar salpicaduras sobre par-tes del horno que puedan resultar afecta-das; las estructuras metálicas que se re-quieren para refrigerar pueden ser afecta-das por las corrientes electromagnéticas generadas por el arco [22]; un exceso de agua podría dar lugar a la absorción de hidrógeno por el acero líquido [22]; incre-mentar la velocidad de corrosión de las partes más frías del ducto de salida de gases [23], y favorecer la inestabilidad del arco [24]. Uno de los sistemas paten-

tados se presenta esquemáticamente en la Figura 11. Recientemente se ha utili-zado aire comprimido, disminuyendo el aporte de agua [24].

Otra forma de disminuir el consumo la-teral que ha sido propuesta, es la utili-zación de revestimientos superficiales. Entre los materiales que se mencionan esta el TiN, el intermetálico TiAlSi y el aluminio metálico [25]. Estos revesti-mientos se han evaluado por ejemplo mediante modelos de transferencia de calor basados en elementos finitos, con resultados como los que se presentan en la Figura 12.


El consumo de punta, a su vez, depen-de de la corriente, la potencia aplicada, el tiempo entre coladas y la estabilidad eléctrica del arco. Una fórmula de cálculo es la siguiente [20]:

CP = (K · kA2 [POT]) / Wt

Donde CP es el consumo de punta en kg/t; K es el consumo específico de pun-ta en kg/kA2 · h; kA es la media de la co-rriente, en kA; POT es el tiempo power on, en h, y Wt es el peso de acero por colada.

El factor K, a su vez se calcula de mane-ra diferente para los hornos de corriente alterna basados en chatarra y para los hornos de corriente alterna o continua con carga continua de hierro esponja (ver detalles en [21]).

Una de las vías propuestas para dismi-nuir el consumo de punta es operar con altas tensiones y bajas corrientes [26]. La estabilidad del arco se ve favorecida por una práctica adecuada de espumado de la escoria.

De suma importancia para el funciona-miento del horno y por ende para la per-formance de los electrodos son los siste-mas de regulación de los mismos, cuya evolución en tiempos recientes ha sido importante. Sistemas digitales, basados en la medición y evaluación de paráme-tros eléctricos, con diversa arquitectura de sistemas y que facilitan distintos mo-dos de operación, han dado interesantes resultados industriales [13, 27-28]. En la Figura 13 se presenta un esquema de uno de los sistemas que se utilizan y en la Figura 14 una pantalla típica de estos sistemas.

Figura 12 Distribuciones de temperatura longitudinales en el centro y la superficie de electrodos revestidos con TiN y electrodos sin revestir, de acuerdo

a un modelo de transferencia de calor, y datos experimentales [25]

Figura 13 Esquema de un sistema de regulación de electrodos [27]

Centro del electrodo revestido

0

500

0 1 2 3 4

Distancia desde el arco (m)

Tem

pera

tura

(°K

)

5 6 7 8

1.000

1.500

2.000

2.500

3.000

3.500

4.000

Superficie del electrodo revestido

Centro del electrodo sin revestimiento

Superficie del electrodo sin revestimiento

Datos experimentales de la superficie

MC: MicrocomputadoraI el: Corriente de electrodoI ref: Corriente de referenciaV el: Tensión del electrodoV ref: Tensión de referenciaRef: Valor de referencia – corriente o impedancia – factor de potencia – potencia activaContr: Valor controlado decorriente o impedancia – factor de potencia – potencia activaHRR: ServoválvulaD: Distribuidor de servoválvulaT: TanqueV: Recipiente de alta presiónP1: Bomba de alta presiónP2: Estación de bombas paraservoválvula

PC

HRR

P2

P1D

T

V

V ref

V el

I el

I refrefcontr

MC

CT

PT

AV

VV

VmA

+–

+–

+–

Con respecto a la evaluación del con-sumo de electrodos, ya se ha mencio-nado un criterio reciente para el cálculo del consumo lateral. En [30] se puede encontrar un resumen de reciente publi-cación con diversos criterios de cálculo para el consumo lateral y de punta. Es importante resaltar que en los últimos años se han introducido sistemas para la medición en línea del consumo.

Uno de estos sistemas, desarrollado en acerías eléctricas europeas del grupo ArcelorMittal, se basa en el registro de los electrodos en una posición definida, mediante cámaras digitales [1]. Otro, de-sarrollado por un consultor alemán, se

basa en la adquisición y tratamiento de datos del posicionamiento de los electro-dos [31].

Respecto del primer sistema, la configu-ración fue diferente en las distintas ace-rías en que se lo implementó, debido a las particularidades de cada una. A título de ejemplo, se presenta un esquema de la vista lateral del sistema en la planta de ArcelorMittal Differdange (Figura 15). El sistema consiste de una cámara en una posición fija, un panel con luces halóge-nas para calibración, un PLC (controlador lógico programable), un sensor láser de altura, un programa de análisis de imáge-nes y una PC.

166


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La cámara se dispara automáticamente en función de la posición del electrodo; las coordenadas X e Y de la punta del electrodo se transmiten al PLC, que re-gistra la medición de altura del sensor láser y calcula la longitud del electrodo y su cambio respecto a la situación ante-rior (por ejemplo, después de la fusión de cada cesta). Para el operador del horno, se presenta en una pantalla el valor del consumo de grafito y las dos últimas imá-genes registradas, con una indicación de si es necesario ajustar la longitud.

En un segundo paso, las imágenes se transfieren a una PC, que las almacena y hace un análisis de las imágenes (ver ejemplos en Figura 16).

Agradecimientos

A los Ings. Nicolás Lugo, GrafTech In-ternational (Parma, EE. UU.), Luis Ferro, Tenaris (Campana, Argentina) y Ralph Knacken (Pompano Beach, EE. UU.), por sus valiosos comentarios e informa-ciones, y al Ing. Francisco Torre, FACTS (Rosario, Argentina) por su revisión del trabajo.

Conclusiones

El crecimiento de la producción de acero vía horno eléctrico de arco, así como el desarrollo de hornos eléctricos de mayor tamaño y potencia y las necesidades de disminución de costos, han ido plantean-do nuevas necesidades frente a la fabri-cación y la utilización de los electrodos de grafito. Las respuestas han venido tanto de parte de los productores de es-tos insumos, como de las propias empre-sas siderúrgicas y sus centros técnicos.

Referencias

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Figura 14 Pantalla de un sistema actual de regulación de electrodos [29]

Figura 15 Vista lateral esquemática con el electrodo en la posición de fotografía; la

localización de la cámara y el panel con luces halógenas para calibración [1]

Cámara

Cámara depost-combustión

Ángulo devisión 10,5°+

Altura dereferencia

Altura debrazo

portaelectrodo

Brazoportal electrodo

Electrodo

Fijación del panelde calibración

Medidorláser dedistancia

Panel decalibración

oara cámaracon dos

proyectoreshalógenos


[8] Shea, Jr. F.L.; Production of coke from petroleum hydrocarbons. US Patent 2,775,549, December 1956.

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Figura 16 Imágenes obtenidas mediante la cámara. Arriba: Grietas cerca de la punta y caída de la punta cerca del niple;

abajo: Distribución de temperaturas en función de la luminosidad [1]

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Avances Tecnológicos en la IndustriaSiderúrgica

Incluyendo Referencias al Estado de Progreso en América Latina

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