+ Base a minerales homogeneizados (pila)

                                                                        ++Base al total de la mezcla exceptuando finos de retorno.

3.2.-MICRONODULIZADO Y ENCENDIDO DE LA MEZCLA.

          Mezcladores nodulizadores:

La materia prima homogeneizada debe ser micronodulizada sea en tambores o en discos peletizadores, donde es adicionada agua para aglutinar las partículas finas, ya sea que finos de mineral se adhiera a los granos rugosos de coque o en los finos de retorno que sirvirán de núcleos. Los nódulos obtenidos no  deberán ser demasiado grandes (mayor de 12 mm ó -1/2"), evitando producir un sinter demasiado poroso y por consiguiente frágil, con una elevada permeabilidad y por lo tanto un consumo excesivo de aire por tonelada de sinter producto.

El coque por su estructura físico-química es un elemento desfavorable a la micronudulización debido a su débil fuerza de cohesión a bajas humedades, por lo que es necesario compensar este efecto aumentando el contenido de agua cuando la mezcla contiene porcentajes de finos de coque mayores a 5 %..

Otro parámetro de importancia es la capacidad en los tambores nodulizadores, que establece que la parte ocupada por los nódulos no sobrepase entre el 15 y 20% de la sección transversal o volumen de tambor; la velocidad de rotación debe provocar un movimiento en cascada sin elevarlos hasta su velocidad crítica y evitar una caída brusca y su degradación.

Un análisis granulométrico típico de micronodulos que presentan una buena permeabilidad es la siguiente:

+ 6.35 mm (1/4")  4.35%

+ 3.17 mm (1/8") 28.90%

+ 1.68 mm (M10)  15.00%

+ 0.59 mm (M30)  24.00%

- 0.59 mm (M30)  27.75%

 Influencia de la adición agua en la micronodulización.

La humedad de la mezcla a sinterizar quizás sea el factor más importante que influye  en la capacidad y diseño de una planta ,así como en las características físico-químicas del sinter.

El contenido de humedad varía dependiendo de múltiples factores, sin embargo, de los más importantes son:

- Composición de la mezcla.

- Curva granulométrica de la mezcla.

- Especie mineralógica de la carga.

- Porosidad de las materias primas.

- Contenido de materias coloidales.

- Adición de aglutinantes.

- Grado de saturación de la mezcla.

- Poder aglomerante de los minerales.

 Para el diseño de un buen sinter el primer paso a investigar de manera práctica, es conocer el contenido de humedad óptima, que permite obtener la máxima permeabilidad  sin que se vea disminuida drásticamente la densidad de la mezcla humectada y por lo tanto su productividad.

Existen materiales de la mezcla a sinterizar que afectan negativamente en la actividad del poder aglomerante, como son los finos de coque y polvo de colector, por lo que es de gran utilidad humectarlos previamente a la nodulización (90 % de adición de agua a mezclador primario) o en las propias pilas de homogeneización.

Para el caso de minerales limoníticos y geotíticos que contienen agua de cristalización en su estructura ayudan grandemente a mejorar la micronodulización.

 Influencia de los finos de retorno:

Son llamados finos de retorno  las partículas de sinter menor a una tamaño de 8 milímetros (+/- 5/16") producidos en las instalaciones de la planta de sinter o alto horno por la acción de la degradación durante el quebrado y cribado. Reincorporados a la mezcla estos finos ayudan grandemente a incrementar la permeabilidad y disminuir el consumo de coque.

La función más importante de los finos de retorno tanto por su tamaño y forma se realiza en el proceso de micronodulizado, sirviendo como elemento nucleante de las partículas finas, aumentando así la permeabilidad y decreciendo el tiempo de sinterizado.

Los finos de retorno también tienen una influencia sobre el rendimiento en sinter útil, ya que este parámetro debe cumplir con un requisito indispensable en cada una de las plantas de sinter para establecer un equilibrio, es decir que los mismos finos de retorno que se producen en la planta deban ser consumidos en ella, de lo contrario el equilibrio de finos de retorno estaría desbalanceado, ocasionando un exceso o falta de finos de retorno para alimentar a la planta.

 Encendido de la Mezcla.

Inmediatamente que la mezcla es depositada en la parrilla a sinterizar, deberá ser encendidae iniciar el proceso de quemado, para tal efecto es empleada una campana de encendido formada generalmente de una estructura metálica, soportando una bóveda de ladrillos refractarios con quemadores de gas empotrados verticalmente u horizontalmente .

El encendido es una de las operaciones fundamental para que se lleve a cabo un buen cocimiento de la mezcla  la primer misión de los gases calientes es la de secar y calentar la capa superior de la "cama" sin que se efectúe la combustión del coque contenido en ella, hasta no alcanzar una temperatura que fluctúe entre 1050 - 1100 grados centígrados.

Un factor importante para realizar un buen encendido es la cantidad de calor aportado por unidad de área en el tiempo establecido para el encendido (kilocalorías/metros cuadrados de parrilla en un minuto. Kcal/m2*min) de  modo que se consiga el máximo de calentamiento sin llegar a escorificar o fundir la superficie que impediría el paso del aire de combustión posteriormente.

Durante el encendido la relación gas-aire debería ser una cantidad estequiométrica, sin embargo debido a: reacciones de disociación del carbón, gas poco reactivo, pérdidas de calor, etc... se ha encontrado que es necesario suministrar una cantidad extra de aire que varía entre 5 % y 10 %, para obtener una atmosfera oxidante (1 a 2 % de oxigeno libre).

La cantidad de calor para realizar el encendido varía de acuerdo a: ciertas condiciones como son;  naturaleza mineralógica de la mezcla, contenido de fundentes, porcentaje de coque, contenido de ganga de los minerales etc... Sin embargo, agrupándolos exclusivamente por el contenido de fierro en la composición de mezcla, es necesario suministrar un calor de: para minerales pobres y medios (Fe = 54 %) aproximadamente de 10,000 a 12,000 kcal/m2*min., mientras para minerales ricos (Fe = + 58 %) será ligeramente menor de 8,100 Kcal/m2*min.

                                                              3.3.- FASE FINAL DE ENFRIAMIENTO, ESTABILIZADO Y CLASIFICACION DEL SINTER.

Enfriamiento del sinter.

Los enfriadores de sinter nacieron como una operación dirigida a evitar fracturas en el sinter debido a los cambios bruscos de temperatura que sufría éste al ser enfriado directamente con agua en la descarga de la parrilla, Así como el aumentar la capacidad de producción de las unidades productivas, ya que también parte de la parrilla se utilizaba para el enfriamiento del sinter. En la actualidad esta operación se realiza mediante enfriadores circulares en la que es utilizada una circulación forzada de aire a través del sinter y en la que gran parte de este aire puede ser reutilizado ya bien en el propio proceso (precalentamiento)  ó en la producción de vapor de baja presión

Estabilizado del sinter.

Otra de las modernas técnicas para elevar las propiedades del sinter en el alto horno, es la de realizar un estabilizado en la propia planta de sinter con el propósito obtener un producto con una menor cantidad de finos  y una menor degradación durante el transporte hacia el lugar de consumo, este proceso consiste en una "molienda" del sinter producto mediante un molino de rodillos que permite obtener un sinter con una granulometría constante y una menor degradación.

3.4.- CONTROL DE CALIDAD DE SINTER.

Para que un sinter sea de buena calidad para ser alimentado al alto horno y obtener una máxima productividad y bajo consumo de coque rate(Kg coque/ton. arrabio) es necesario que cuente con una serie de propiedades como son:

- Granulometría adecuada.

- Buena Resistencia al impacto y abrasión.

- Composición química constante.

- Alta reducibilidad a 900°C

- Mínima degradación a baja temperatura (600°C)

- Alta temperatura de reblandecimiento y fusión.

En los últimos años se han desarrollado una serie de numerosos ensayos, con el fin de predecir la calidad y comportamiento de los materiales en el interior del alto horno, sin embargo, no existe un ensayo único que por sí mismo proporcione una información completa sobre las propiedades tecnológicas de este.

A continuación se presenta un esquema general de los ensayos que caracterizan un sinter, cabe mencionar que para lograr una mayor confiabilidad de los ensayos la toma de muestra y preparación de la misma  es de gran importancia para su evaluación.

 Granulometría adecuada.

La granulometría de un sinter cargado al alto horno se desea que esté comprendido entre las fracciones de 6.3 mm a 25 mm (1/4" a 1 "), tamaños menores perjudican la permeabilidad del horno ocasionando desplomes y adherencias, mientras que por otra parte la granulometría demasiado gruesa ocasiona mayor permeabilidad y por consiguiente menor aprovechamiento de los gases reductores y un aumento en el consumo de coque rate.

 Resistencia al impacto (ensayo Shatter ASTM)

Este ensayo consiste en efectuar 4 caídas consecutivas de una muestra de sinter desde una altura de 2 metros sobre una placa de acero y determinar su granulometría después de las caídas determinando el porcentaje de degradación menor a 9.3 mm (3/8") la metodología del ensayo es la siguiente:

Pesar una cantidad de 20 Kg. de sinter útil mayor de 9.3 mm (3/8") colocarlos en el aparato Shatter que consiste en una caja que eleva la muestra y la cual cuenta con una compuerta inferior la que se abre Kg para dejar caer el sinter sobre una placa de acero,  por 4 veces desde una altura de 2 metros, recoger la muestra y cribar mayor a 3/8" y calcular el porcentaje en + 3/8". un sinter con porcentajes arriba del 80% es considerado aceptable. en la actualidad este ensayo ha sido remplazado por el ensayo de tambor o Tumbler.

 Resistencia a la abrasión (Ensayo Tumbler ASTM).

En esta prueba se mide la tendencia del sinterizado a la generación de finos menores de 1/4" durante el transporte, almacenamiento y cargado al alto horno.

Consta de un tambor de 91.4 cm (1 Yarda) de diámetro, por 45.72 cm. ( 1.5 pies ) de ancho con 2 resaltes internos opuestos de 5.0 cm ( 2" ) de altura. La práctica del ensayo consiste en pesar 11.3 Kg. de sinter mayor de 6.3 mm (1/4") y se colocan en el interior del tambor el cual se hace girar a 25 rpm ±1 rpm durante 200 revoluciones, concluido el ensayo se criba en las mallas mayor 1/4" y menor de malla 30 reportándose los porcentajes + 1/4" (TUMBLER) y - M3O (ABRASION) un sinter con porcentajes arriba de 60 % en la malla de + 1/4" se considera  y menores de 5 % - M30 se considera una aceptable resultado.

Composición Química.

Desde el punto de vista de composición química lo que debe ser considerado como de gran importancia para ser consumido por los altos hornos es que el sinter sea lo más constante posible en análisis químico, sobre todo en cuanto al contenido de escorificantes (SiO2, CaO, MgO, Al2O3); así como el contenido de fierro total.

Se puede considerar como composición química ideal del sinter la siguiente:

Fierro total           54 - 56 %

FeO                   Menor 9 %

MgO                   2.5 min %

SiO2                      4 - 6  %

Al2O3                 1.0 Max. %

Mn                      0.4 Min. %

IB2 (CaO/SiO2)  Mayor 2.0 ±0.1 %

Elementos no deseables.

S                - 0.025 Max. %

P                - 0.070 Max. %

Pb               - 0.010 Max. %

Zn               - 0.010 Max. %

Cu               - 0.010 Max. %

As               - 0.050 Max. %

Na2O + K2O       - 0.150 Max. %

Cl               - 0.050 Max. %

Cuando es alimentado una gran proporción de sinter a un alto horno (+ 60 % carga) es necesario minimizar la alimentación de elementos indeseables que perjudican la marcha del alto horno.

Degradación a baja temperatura DBT a 600 °C:

Simula las condiciones a las que se ve sometido el sinter en la parte alta de la cuba del alto horno esta prueba se lleva a cabo a 600°C con una composición de gases de 60% de N2, 24% de CO y 16% de CO2.

Bajo estas condiciones ocurre el primer paso de reducción, el cual va acompañado de un cambio en la estructura cristalina (hematíta a magnetita) provocando el debilitamiento del sinter, por lo que es necesario saber que tanto es afectado el contenido de magnetita en esta etapa.

La prueba se realiza en un pequeño reactor rotario horizontal de 200mm de diámetro girando a una velocidad 10 rpm calentado dentro de un horno por espacio de 1 hora a las condiciones antes mencionadas. Finalizado el ensayo se criba el producto reportando la fracción mayor de 6.3 mm y la menor de 0.6 mm .

Ensayo de Reducibilidad JIS 900°C.

De las características tecnológicas, la reducibilidad es una de las más importantes y representativas de lo que ocurre en el interior del horno, ya que mide la facilidad de ceder el oxígeno combinado del fierro durante la reducción indirecta que se lleva en la cuba del alto horno.

La reducibilidad está íntimamente relacionado con algunas características propias del sinter como son : Indice de Basicidad, Contenido de FeO, Vol Escoria,tipo de matriz, etc..,

Práctica Operativa del ensayo.

Se pesan 500 gr.. de sinter en una granulometría de 9.3 mm. (3/8") - 15.8 mm (5/8") se colocan en el reactor. Se calienta a 900°C con atmósfera inerte, se estabiliza el calentamiento a esa temperatura y se inyecta una cantidad de 20 litros/minuto de una mezcla de gases cuya composición sea de 30% monóxido de carbono y 70% nitrógeno con el fin de simular las condiciones reductoras de la parte media de la cuba del alto horno.

El reactor se encuentra suspendido a una báscula de precisión para ir observando la pérdida de peso (oxigeno), por reducción química de la muestra se efectúan cálculos por un período de una hora y se calcula el porcentaje de reducción final.

PROCESS DESCRIPTION

The blast furnace is a counter-current gas-solid reactor in which the solid charge materials move down-ward while the hot reducing gases flow upward. The best possible contact between the solids and the reducing gas is obtained with a permeable burden, which permits not only a high rate of gas flow but also a uniform gas flow, with a minimum of channeling of the gas. The primary purpose of agglomeration is to improve burden permeability and gas-solid contact, and thereby reduce blast-furnace coke rates and increase the rate of reduction. A secondary consideration is the lessening of the amount of fine material blown out of the blast furnace into the gas-recovery system. Furthermore, in steelmaking furnaces, agglomerated materials, when they have the proper chemical composition, can substitute for lump ores used as charge ores.

A good agglomerate for blast-furnace use should contain 60 per cent or more of iron, a minimum of undesirable constituents, a minimum of materials less than 6 mm (1/4 inch) in size, and a minimum of material larger than 25 mm (inch). The agglomerate should be strong enough to withstand degradation during stockpiling, handling, and transportation to the furnace so as to arrive at the furnace skip containing a minimum of 85 to 90 percent of plus 6 mm (1/4 inch) material. In addition, the agglomerate must be able to withstand the high temperature and the degradation forces within the furnace without slumping or decrepitating. The agglomerate should also be reasonably reducible so that it can reduce at a satisfactorily high rate in the blast furnace. There is less definite knowledge about, the following properties of agglomerates: preferred shape; most suitable size within the 6 mm (1/4 inch) to 25 mm (inch) range; minimum strength required, and most desirable mineralogical structure.

Four types of agglomerating processes have been developed: sintering, pelletizing, briquetting, and nodulizing. Their individual products are known as sinter, pellets, briquettesm and nodules. Only the sintering and palletizing processes are of major importance as neither briquetting nor nodulizing has gained and substantial degree of commercial acceptance. Careful evaluation should be made of the processes, material to be agglomerated, and the product desired before arriving at a final decision on a commercial installation. Quite often the origin of the material to be agglomerated together with material handling and transportation considerations will dictate which process is chosen. Fine concentrates such as those made from magnetite taconite are not readily shipped because of dusting and freezing problems but area readily made into pellets that are easy to handle and transport with minimal degradation. Consequently, if there is a considerable distance between the mine and the blast furnace it is preferable to locate pellet plants near the mine site. Materials that do not have the particle-size distribution and characteristics required for palletizing may be agglomerated by sintering. Typical sinter-feed materials include fine generated during ore transport, flue dust, mill scale, and fine concentrates that are too coarse for palletizing.

Sinter plants tend to be located near the blast furnaces because sinter degrades badly during shipment and because the steelmaking facilities are the point of origin of many of the materials that must be agglomerated.

Energy cost and the uncertain availability of fuels are important factors in all processes and have provided the incentive for development work to reduce fuel consumption and to utilize substitute fuels. Better utilization of hot gases and heat recuperation have recently resulted in lower fuel costs and conversion of oil and gas-fired palletizing operations to coal firing has resulted in a more reliable fuel source.

Sintering has been referred to as the art of burning a fuel mixed with ore under controlled conditions. The flexibility of the process permits conversion of a variety of materials, including naturally fine ores and ore fines from screening operations, flue dust, ore, concentrates, and other iron-bearing materials of small particle size into a clinker-like aggregate that is well suited for use in the blast furnace.

The continuous sintering process is carried out on a traveling grate that conveys a bed of ore fines or other finely divided iron-bearing material, intimately mixed with approximately 5 per cent of a finely divided fuel such as coke breeze or anthracite. Near the head or feed end of the grate, the bed is ignited on the surface by gas burners and, as the mixture moves along on the traveling grate, air is pulled down through the mixture to burn the fuel by downdraft combustion. As the grates (or pellets) move continuously over the windboxes toward the discharge end of the strand, the combustion front in the bed moves progressively downward. This creates sufficient heat and temperature (about 1300°C to 1480°C {2370°F to 2700°F}) to sinter the fine ore particles together into porous clinkers. That location along the traveling grate where the combustion front touches the bottom of the bed is called the burn-through point.

Although simple in principle, sintering plants require that a number of important factors in their design and operation be observed to attain optimum performance. Intimate mixing of the feed materials is one of the most important, and balling-drum or disc-pelletizer mixers are employed to achieve this end. These mixers are operated to produce small rice size nodules that significantly improve the permeability of the sinter bed. Improved permeability, in turn, results in more rapid and uniform sintering. Desirable mixer retention times vary from about one minute for sticky hematite ores to four minutes for more difficult to ball ores.

In transferring the prepared mix from the mixer to the grate of the sintering machine it is essential to feed the material carefully to provide a uniform, homogeneous bed and to prevent compacting of the bed. Chutes must be designed to avoid a direct drop of feed onto the great, because such a drop does tend to compact the feed. Design of surge bins and feeders for distributing the prepared mix into these bins is equally important because, if the prepared mix is compacted or segregated during handling and loading onto the grate, all of the advantages gained through good feed preparation may be lost.

Proper ignition of the sinter bed is also important. Pour ignition results in spotty burning and may leave unsintered material over the surface of the bed. Conversely, too intense an ignition flame can result in slagging over the bed and reduced sintering rates. The radiant hood ignition furnace provides good ignition. Replacing part of the solid fuel with gaseous fuel results in sinter having a slightly improved strength and reducibility without affecting sinter-production rate. This practice is termed “mixed firing”. Where a shortage of solid fuel exists, and gas is available, use of increased amount of gaseous fuel should be desirable. Plants using increased ignition (extended firing) have approximately 25 per cent of the length of the sinter bed covered by a gas-fired ignition-type hood. The temperature in this hood ranges from about 1150°C (2100°F) in the first section where ignition begins to approximately 800°C (1500°F) at the exit end of the hood. Depending upon the characteristics of the ore material and the sintering conditions, daily average production rate of 22.4 to 42.9 metric ton/m²/day (2.3 to 4.4 net tons per square foot per day) of grate area are expected, and individual daily rates in excess of 48.8 metric ton/m²/day (5 net tons per square foot per day) have been attained.

Cooling of the sinter below 150°C (300°F) so that it can be handled on conveyor belts is an important part of the operation. Sinter coolers, such as the rotary-type and shaft-type are usually used in conjunction with a water quench. The exhaust air from these coolers is normally at too low a temperature to permit the economical recovery of heat. The most recent developments in sinter cooling have been directed towards on-strand cooling. This could improve heat recuperation, sinter quality, and dust collection.

The use of sinter in the blast furnace has resulted in significant improvements in furnace performance as discussed in chapter 15. Additional improvements have also been obtained by incorporating the blast furnace flux into the sinter rather than charging it separately to the top of the furnace, as was formerly done, and by use of sized sinter. The available data on the use of fluxed sinter, sometimes called self-fluxing sinter, indicate that for each net ton of limestone removed from the blast-furnace burden and charged into the sinter plant to make a fluxed sinter, approximately 182 kg (400 pounds) of metallurgical coke are saved. The coke saving results primarily from calcining of limestone on the sintering grate rather than in the blast furnace. Limestone in the form of “fluxing fines” for the production of sinter is made by crushing and screening methods that result in a product meeting size specifications.

Sintering nowadays in generally carried out at strand sintering plants with a strand width of more than 4 meters and a length of more than 100 meters.

For sintering, a mixture of wetted fine ore together with coke breeze and fluxes like limestone, burnt lime, olivine or dolomite is applied to a rotary grate, the sintering belt, where it is ignited from above.  The carbon content of the mixture burns with the aid of the air which is sucked through the grate and the mixture, this causing the ore grains to bake together.  While traveling on the sintering belt, the total layer is sintered from top tp bottom.

The conglomeration resulting from this process is discharged at the deflection of the grate, then coarsely crushed by means of a spiked crusher and after the finest particles have been screened off, is sent to the sintering cooler.  The red-hot sinter is gently cooled down in order to avoid impairment of its strength.  Once the finest particles have been screened off and recycled to the sintering mixture, the sinter because of its high permeability to gas and its good reducibility is well suited for direct charging into the blast furnace.

A “self-fluxing” sinter develops if the fluxes and the still included acid gangue have such a ratio to each other (degree of basically = CaO/SiO₂  > 1.4) that no additional limestone need to be charged to the blast furnace for slag control.

Besides good metallurgical qualities, packed sinter beds with limited grain sizes permit especially low fuel consumption and optimum reduction in the blast furnace.  

Use of sized sinter is desirable because iron production rates in the blast furnace are further increased. Plant tests have demonstrated significant increases in iron-production rate as a result of screening out small-sized material in sinter before it is charged to the furnace. Other tests have shown that sized sinter, which contains 85 to 90 per cent of 25 mm by 6 mm (1 inch by ¼ inch) material as compared with 60 per cent in standard sinter has a much higher permeability than standard sinter and performs as well as pellets of comparable size. It also appears that crushing to minus 25  mm (1 inch) size at the sinter plant yields a more stable sinter because the smaller size fractions are more resistant to degradation.

Artículos/Papers

Arauza V. Albino, Narváez G. Víctor M., Rodríguez F. Rita P., Martínez S. Rodrigo.

INFLUENCIA DE LA GRANULOMETRIA DE LA MATERIA PRIMA
EN LA PRODUCTIVIDAD DE PLANTA DE SINTER

Rita Patricia Rodríguez Flores, Francisco Gutierrez Ramirez, Juan Antonio López Corpus, Víctor Manuel Narváez García

Rodrigo Martínez Sanchez, Victor Manuel Narváez García, Rita Patricia Rodríguez Flores, Francisco Gutierrez Ramirez.