PDF Link - Revista Latinoamericana de Metalurgia y Materiales

Revista Latinoamericana de Metalurgia y Materiales, Vol. 20, No. 1, 2000, 39-52
ELABORACIÓN DE ARRABIO MEDIANTE LA INYECCIÓN DE
CARBÓN PULVERIZADO POR TOBERAS EN EL HORNO ALTO
aL. García, bAo Formoso, bAo Cores y eA. Babich
"Centro de Investigaciones Metalúrgicas (CIME), Avda. 51, 23611, Ciudad de La Habana, Cuba
cime@colombus.cu
b Centro Nacional de Investigaciones Metalúrgicas (CENIM), Avda. Gregorio del Amo, 8 28040
Madrid cores@cenim.csic.es
e RWTH Aachen, Institute für Eisenhuttenkunde, Intzestraj3e 1,52056 Aachen, Germany
babich@iehk.rwth-aachen.de
Resumen
El aumento continuo de la competitividad en la industria siderúrgica hace necesaria la optimización
de los recursos y materias primas empleados. La inyección de combustibles por toberas en el horno alto
es una práctica utilizada en la mayoría de los hornos con el objetivo de reducir el consumo de coque
por tonelada de arrabio elaborado. En este trabajo se analizan los últimos desarrollos aplicados al
proceso del horno alto en los países de la Unión Europea.
Palabras clave: horno alto; consumo de coque; productividad; inyección de carbón pulverizado.
Abstrae
The incessant increase of the competitivy of the metallurgical industry implies the necessity of the
optimization of the resources and raw material s used. The injection of fuels by tuyeres in the blast
furnace is used practice in most furnaces with the principal aim to reduce the coke consumption by ton
of pig iron produced. This paper is dedicated to the Iatest development applicated on bIast furnace
process in the countries ofEuropean Community.
Keywords: blast furnace; coke consumption; productivity; pulverized coal injection.
1. INTRODUCCiÓN
La etapa moderna de desarrollo de la industria
siderúrgica está caracterizada, fundamentalmente, por la
utilización de tecnologías de vanguardia, teniendo en
cuenta la economía de recursos naturales y la protección
del medio ambiente. La elaboración de arrabio en el horno
alto no es ajena a esta tendencia y, entre las mejoras
tecnológicas que se aplican a este proceso, se destaca la
inyección de combustibles y materiales complementarios
por toberas al horno alto.
El costo elevado de la construcción y reconstrucción de
las baterías de coquización, el incremento de los gastos en la
protección del medio ambiente durante la fabricación del
coque, así como la paulatina reducción de los recursos
en carbones coquizables conllevan a la necesidad de reducir
el consumo de coque en el horno alto mediante su
sustitución por combustibles auxiliares. Los costos para
construir una batería de hornos de coquización en un lugar
nuevo o en una instalación existente, podría oscilar entre
2000 y 3000 dólares USA por tonelada anual de capacidad.
Por otra parte, una característica común de la industria del
coque y sus subproductos es el envejecimiento de sus
instalaciones. Actualmente, la edad promedio de los hornos
de coquería es de 18-23 años [l].
40
L. García y col.! Revista Latinoamericana de Metalurgia y Materiales
Aunque la idea de disminuir el consumo de coque
mediante la inyección de combustibles auxiliares surge en la
primera mitad del siglo XIX, antes del empleo del viento
caliente, es a partir de 1950 cuando se inicia su aplicación a
escala industrial y, en la década de 1960-1970, tiene una
amplia difusión en todos los países con determinado
desarrollo siderúrgico. En esta etapa predomina el empleo de
dos combustibles: gas natural, en países con grandes
reservas (EE.UU y la antigua URSS) y fuel oí! (Japón,
Francia, Reino Unido, Alemania, España, etc.), aunque
también se han desarrollado, a menor escala, variantes
alternativas de inyección de otros sustitutos parciales del
coque: gas de batería, alquitrán, petróleo crudo y fracciones
ligeras (kerosene o gasolina de baja calidad, gases
reductores calientes, carbones no coquizables, etc.).
También se ha ensayado la inyección de mezclas de
combustibles líquidos y sólidos (emulsiones de carbón/fuel
oíl).
En los últimos tiempos se han ensayado inyecciones de
diferentes residuos de la propia industria siderúrgica (fangos,
Iodos, polvo de tragante), así como de lignina, biomasas,
plásticos, neumáticos y otros desechos de goma de la
industria automotriz.
Con tal "escenario del coque", la idea de inyectar por
toberas distintos combustibles auxiliares en el crisol del
horno alto es un tema de actualidad entre los siderúrgicos.
La aplicación
industrial más importante ha sido la
inyección por toberas de gas natural y de batería, fuel oí! y
carbón (pulverizado y granulado).
2.
CONSUMOS
ENERGÉTICOS
FABRICACIÓN DE ARRABIO
EN
LA
La industria siderúrgica es una de las mayores
consumidoras de energía, por ejemplo, en Japón esta
industria consume el 13-15 % de toda la energía (2]. En la
elaboración de 1 t DEacero laminado se consumen
aproximadamente 1,5 t de combustible convencional, del
cual más del 65 % es coque. Más del 80 % de la producción
de coque está destinada a la industria siderúrgica y,
principalmente, a la fabricación de arrabio en el horno alto.
En la Tabla I se incluye el balance energético promedio
de la industria siderúrgica en 1994 para los siguientes países
de la Unión Europea: Alemania, Bélgica, España, Francia,
Holanda y Reino Unido.
Tabla l. BalanceEnergéticode la IndustriaSiderúrgica(por t de acero líquido)
Sector de consumo
Carboncrudo
Coque
Otros Combust. Solidos
Gas de Bateria
Gas de horno alto
Gas de LO
Gas Natural
Otros Combust. Gaseosos
FuelOn
Otros combust. Llquidos
Electricidad
Oxigeno
Vacar
Producción Bruta
Coque Producido
Gas CO recuperado
Gas Horno Alto Recuperado
Gas LO recuperado
Recup. De aalquit. Y otros
Electricidad Producida
Oxigeno Producido
Vacor recuoerado
Total recobrado
Energla neta emoleada
GJ
"
"
..
..
..
..
..
..
Prep. del
Mineral
Fabr. de
COQue
Fabr. de
Arrabio
Elab. de
acero lIauido
0.2024
10.274
0.0497
0.0955
0.0327
0.0008
0.0374
10. 7092
0.0218
0.3946
0,4928
0.2392
0.0232
0.0010
0.3181
0.0023
0.0057
0.1122.
2. 1258
8.6121
0.0060
0.3300
1.0871
0.0301
0.0865
0.0009
0.5533
0.0006
0.3237
0.1256,
03133
13 5950
0.0156
0.0236
0.0061
0.0444
0.0007
0.0008
0.1678
0.0093
0.0029
0.0023
1.5647
0.3063
0.0486
2. 1931
..
..
..
..
GJ
GJ
0.0021
17861
..
..
..
0.0959
12.0979
7.8895
1.7048
Laminado y
Acabado
Otros
Total
0.4460
0.0924
0.0509
1.1461
0.0314
0.1160
0.0012
1.5263
0.0044
01404
3.5552
0.0091
0.0058
0.0457
0.3156
1.0292
0.0817
0.3088
0.0069
0.1241
0.0093
0.4354
0.0009
0.7761
3. 1346
0.0010
0.0010
3.5542
17 24
0.8752
0.0263
1.3242
2. 2257
0.9089
4 41
13.0721
9.6908
0.5021
1.7243
2.4813
0,1675
1,7476
0.0485
0.7966
0.0191
4.2604
0.4372
1 3784
36.3419
7.8895
1.7048
3.0738
0.2849
0,4024
0.9312
0.0263
1.4132
15.6261
20.6158
100.00
0.001
3.0738
.
..
0.2849
0.3967
0.0057
0.0560
H
H
GJ
GJ
%
00346
00346
17 315
8.40
00156
10 0066
2.0913
10 14
En las principales etapas del proceso siderúrgico, se
destaca
que la fabricación de arrabio es la mayor
consumidora de combustible en la industria siderúrgica (más
del 50 %); por otra parte en el proceso del horno alto el
coque es el combustible más utilizado, lo que ejercerá una
influencia determinante en los costos de fabricación de las
posteriores etapas de procesamiento. Se estima que el 30-35
% de! coste del arrabio está determinado por el consumo de
combustible, por tanto, lograr disminuir el consumo de
00029
3. 1384
10.4566
50 72
0.0349
03198
1.8733
9 09
%
35.96
26.67
1.38
4,74
6,83
0,46
4.61
0.13
2.20
0.05
11.78
1.20
3 79
100
50. 16
10.84
19.55
1.81
2. 56
5.92
0.17
899
100
coque, ha sido desde siempre una de las principales tareas de
los operadores y de los investigadores.
3. RECURSOS ENERGÉTICOS
SIDERÚRGICA
DE LA INDUSTRIA
El volumen de combustible convencional que se
consumía en el mundo a fines de los años 80 era del orden
de 9 x 109 t. Se estima que para el año 2000 esta cifra se
incrementará hasta 25 x 109 t. Más del 90 % de las reservas
Revista Latinoamericana de Metalurgia y Materiales, Vol. 20, No. 1, 2000,
energéticas existentes tienen origen en fuentes minerales. A
escala mundial cerca del 95 % de la energía se obtiene sobre
la base del uso de combustibles de origen orgánico y
mineral. A finales de este siglo se prevé que el combustible
de origen orgánico quedará como la principal y determinante
fuente de energía.
La mencionada redistribución de las proporciones de los
combustibles minerales está determinada con el menor costo
y facilidades de transporte de los combustibles líquido y
gaseoso, aunque ello se encuentra en franca contradicción
con las reservas exploradas de estos combustibles. Esta
contradicción es una consecuencia del propio desarrollo no
planificado de la sociedad y fue la causa de la profunda
crisis energética que ocurrió en los años 1973-1975.
Con respecto a lo anterior ya se observa un notable
incremento en la extracción de carbón y un incremento de su
consumo en algunas de las principales ramas de la industria
siderúrgica.
A continuación se va a analizar brevemente los
resultados y perspectivas de utilización en la industria
siderúrgica de los principales combustibles.
3.1. Combustible gaseoso.
Las reservas mundiales estimadas de gas natural (GN)
son 55 x 1012 m3[3J. En 1985 la extracción de GN en los
países occidentales alcanzó los 992,4 x 109 m3. La antigua
URSS ocupaba el primer lugar en reservas de este
Combustible, en 1986 se extrajeron 686 x 109 m' con una
tasa de crecimiento anual del 7 %. Si en el mundo se
mantienen los niveles actuales
de crecimiento en la
extracción quedarán reservas para 20-30 años.
Existe una demanda creciente de gas natural debido a
una serie de nuevas leyes establecidas por los países para la
protección del medio ambiente, por cuanto el GN es el
combustible que mejor cumple con las normativas de
protección de la atmósfera. Otra causa de la creciente
escasez en GN es su creciente empleo para satisfacer los
requerimientos energéticos de la población y su empleo en la
industria química.
La inyección de gas natural en el horno alto es
importante en los países con reservas de este combustible
(EE.UU y la antigua URSS). Las primeras inyecciones se
realizaron
en
1957 en
la fábrica
siderúrgica
"Dnepropetrovsk" (URSS).
Desde los primeros ensayos, con caudales de 70-90
m3/ta. el consumo de coque se redujo en un 10-14 %. El
bajo precio (en aquel momento), la alta efectividad y el bajo
coste de las instalaciones de inyección, han facilitado la
utilización de esta tecnología. En los países de Europa
Occidental y Japón este combustible alternativo no tiene
aplicación amplia en el horno alto, principalmente por la
ausencia de grandes reservas.
El gas de baterías es otro combustible gaseoso con
aplicación en el del horno alto. Las primeras experiencias
industriales se realizan en los EE.UU. y la antigua URSS,
41
aunque también ha tenido aplicación en Canadá, Reino
Unido y Francia. Los recursos en gas de bateria son muy
limitados, ya que aproximadamente el 70 % se quema en los
hornos de calentamiento de los talleres de laminación y en
calderas de centrales termoeléctricas, aunque esto varía en
función de las condiciones locales de cada factoría. Se debe
destacar, que para utilizar el gas de batería como
combustible auxiliar para su inyección al
horno alto se requiere grandes y costosas inversiones en la
instalación de equipos de compresión y limpieza del gas. Lo
anterior ha sido uno de los grandes impedimentos para su
empleo como sustituto parcial del coque, aunque, por
ejemplo,
a tal efecto se emplea en el combinado
siderúrgico de Makievka, en Ucrania [4].
3.2. Combustible líquido.
Las reservas confiables de petróleo se estiman en 84,3 x
109 t [3J, que prevén un suministro para unos 45 años. En la
actualidad el petróleo es prácticamente insustituible en la
industria automotriz, aviación, petroquímica y otras. En la
industria siderúrgica la mayor demanda de fuel oil y de otros
derivados del petróleo se observa en la República Federal
Alemana, Japón y Francia a comienzos de los años 70,
aunque en una menor escala también se aplica la tecnología
de inyectar combustible líquido en hornos altos de EE.UU,
Canadá, Reino Unido, España, ete. Por ejemplo, en la
industria siderúrgica del Japón en 1973 el consumo de fuel
oí! fue de 13,83 x 106 t, incluyendo el horno alto con 5,41 x
106 t. El caudal de inyección de fuel oí! se incremento hasta
60-80 kglta, aunque en algunos casos alcanza 90-140 kglta
(generalmente en hornos de gran volumen).
Entre 1973-1975 la crisis energética mundial provoca el
aumento de los precios del petróleo en 3-4 veces y hacia
1982 en 15-18 veces. Como resultado, ya a fines de los años
70 e inicios de los 80 la utilización de fuel en el horno alto
comienza ha reducirse drásticamente. En la actualidad en
Europa Occidental sólo Austria, Alemania, Finlandia y
Reino Unido mantienen un determinado nivel de inyección,
aunque ya desde inicios de la década de los 80 se preveía
que tendiera a disminuir [5,6}.
3.3. Combustible sólido.
A escala mundial las reservas de combustible sólido
constituyen más del 80 % de las reservas exploradas de
combustible.
Sin embargo, a pesar de estas grandes reservas los
recursos en carbones coquizables son muy limitados. Así,
por ejemplo, en uno de los mayores yacimientos de carbón
(la cuenca hullera del Donbass, en Ucrania), sólo el 15,7 %
de los carbones son coquizables. La escasez de carbones
coquizables ocasiona a una disminución de su proporción en
la carga de las baterías de coque, por debajo de los limites
permisibles, lo que a su vez reduce drásticamente la
resistencia mecánica del coque. Al mismo tiempo aumenta
el precio del coque.
42
L. García y co/.! Revista Latinoamericana de Metalurgia y Materia/es
El alto costo de coque está dado por una serie de factores
de carácter objetivo:
•
Empeoramiento de las condiciones naturales de
extracción unido al aumento de los volúmenes de ésta.
•
Agotamiento de los recursos en carbones coquizables
que se encuentran cerca de la superficie prospectada.
•
Empeoramiento de la calidad de los carbones
prospectados, lo que ocasiona gastos 'complementarios
en su beneficio o limpieza.
•
Gran dispersión en la ubicación de las reservas, lo que
provoca mayores gastos en su transporte.
Por otra parte, las desventajas del carbón no coquizable
como combustible habían estado dadas por un costo
relativamente alto de extracción (en comparación con los
combustibles gaseoso y líquido), el contenido de azufre,
presencia de ceniza y dificultad en el transporte neumático
[7].
En la actualidad la competitividad del carbón ha
aumentado notablemente, lo que se explica principalmente
por su menor costo en comparación con el petróleo y el gas
natural. Según el Departamento de Energía de EE.UU. [8]
para el período 1990-2005 ocurrirá el siguiente crecimiento
de los precios de los combustibles usualmente empleados en
la industria siderúrgica, en $USAJMkcal: fuel oí! de 13 a
26,6; gas natural de 14,5 a 29,0; carbón de 7,5 a 9,7.
Es conocido que las reservas de carbón mineral
sobrepasan considerablemente las reservas de otros
combustibles orgánicos. A fines de 1990 las reservas de
carbones no coquizables en el mundo eran del orden de 1079
x 109 t, las de petróleo crudo 136,5 x 109 t Y las de gas
natural 119,4 x 109 m3 [9]. Para los niveles actuales de
extracción, pueden satisfacer la demanda de la industria
siderúrgica durante 450 años en el caso de los carbones,
entre 35-45 y 50-57 años para el petróleo y gas natural,
respectivamente.
En el horno alto se observa un interés creciente hacia la
utilización de carbones no coquizables (antracita, hullas
magras, etc.) para su inyección como sustituto parcial del
coque.
Este interés se basa no sólo en las posibilidades
tecno ógicas y económicas sino también en la alta
efectividad lograda por esta tecnología a partir de la década
de ios 80, tanto a escala experimental como industrial.
4.
INFLUENCIA
DE LA INYECCIÓN
COMBUSTmLES
AUXILIARES
EN
OPERACIÓN DEL HORNO ALTO
DE
'LA
4.1. Combustión en toberas del combustible inyectado.
Al ser inyectado por toberas el combustible junto al
viento (aire caliente), el resultado térmico neto es una
combustión incompleta, cuyos productos finales son, al igual
que en la combustión del coque, CO, CO2, H2 Y N2. En la
Tabla 2 se incluyen las principales reacciones que ocurren al
inyectar combustibles en el horno alto. En la figura 1 se
muestra un dispositivo para la inyección de combustibles
auxiliares en toberas.
Tabla 2. Efecto Térmico de los componentes del combustible
inyectado con el oxígeno del viento y el carbono del coque.
Reacciones
Ccoqie + 0,5 O2 = CO
Ccoque+ H20 = CO + H2
Ccoque+ CO2
= 2 CO
=
Efecto Térmico
MJ/kmol MJ/m3gas MJ/Kg C
117,6 9,8
-10,4
-124,5
-5,56
-
-165;8
7,39
CH4 + 0.5 O2 CO + H2
C2He + O2 2 CO + 3 H2
35,6
135,7
1,59
6,05
C3He+ 1,5 O2 = 3CO + 4H2
--C4H10 + 2 O2 = 4CO + 5 H2
226,5
=
-13.8
3,0
5,7
CSH12+ 2,5 O2 = 53 CO+ 61-
404
10,1
13,8
18,05
C2H4+ O2
272
12,1
C2H2
= 2 CO + 2 H2
+ O2 = 2CO + H2
6,5
67
11,3
448
20,0
18,7
309
6,3
Fig.l. Dispositivo para la inyección de combustibles auxiliares en
Toberas
El calor de la combustión incomp eta de los
hidrocarburos saturados, basándose en el cálculo de I kg de
carbono quemado, es significativamente inferior que para el
carbono libre del coque debido a que parte del calor
desprendido por la oxidación del carbono es adsorbido con
la descomposición de los hidrocarburos saturados en
carbono e hidrógeno. Como se observa en
figura 2, el
calor de descomposición de los hi
saturados y,
también de los combustibles líquidos , sólidos, crece al
disminuir la relación en peso
contenidos de
carbono e hidrógeno (C:H). Por
- 'ente, con la
disminución de esta relación se
el calor de la
combustión incompleta. El valor se alcanza para el
metano (Cl-L¡),principal co
_ natural, que es
sólo el 30 % de calor de la
-. incompleta del
carbono del coque (Tabla 3).
43
Revista Latinoamericana de Metalurgia y Materiales, Vol. 20,No. 1,2000,
4100 kJ/m3, es decir 2,5 veces superior. Esta es una de las
causas de la disminución del consumo de coque al inyectar
combustibles auxiliares.
5l~---.~C-H-<~~~---'----~-'---1
\
4.2. Temperatura adiabática de combustión.
~
\C r.2
~
n
.2
~
0
:;:0
~..:a:::
:)
<,
.r,--,
~Bo,39
j
\F~eIOIi
~
~\ BO,29
Cuando se inyecta fuel oí! en el viento, la temperatura
adiabática de combustión en la zona de toberas se determina
por la ecuación:
\
~
'~
Pe troleoi
\
\
T
2
5
.
T= 1559 + 0,839 Tv - 6,033 H - 4,972 F + 49,72 O2
L 0,13
\
HG 005
'
.•..•........
O,o)-e
-
8 10
'<.ELACION
A_
0,02
40
20
50
KXl
C / H
(1)
siendo, T - temperatura adiabática de combustión, °C
Tv - temperatura del viento, °C
H - humedad del viento, glm3
F - fuel oíl en el viento, g/m'
O2 - oxígeno añadido al viento, %
Fig. 2. Calor de Descomposición vs. Relación CIH
Tabla 3. Calor de Combustión del carbono para diferentes
combustibles según la relación H/c.
Cuando se inyecta carbón y otros combustibles en toberas, el
valor de T se calcula por la ecuación:
Ir = Cc' T = [A + (S/C,) B] / [Vg +
(SIC, )Vg]
(2)
Calor de combusti6n
Combustible
Coque
Antracita
Carbones gaseosos
Fueloil
Hidrocarburos:
v
Pentano (CSH1
Etano(C~6)
Metano (CH4)
Relación H/C
KJlkaC
0,002-0,005
0,02-0,03
0,08-0,10
0,11-0,13
9800
9400
8400
7500
%
100
96
8~
77
6740
5650
2970
69
58
30
0,2
0,25'
0,333
Debido a que el combustible inyectado se retiene sólo
milésimas de segundo en el interior de la tobera y en la zona
del raceway, es necesario garantizar un mezclado completo
y uniforme del combustible con el viento para evitar la
formación de hollín.
Para combustibles líquidos y sólidos es importante que
tengan una dispersión fina. La gasificación completa del
combustible inyectado se favorece al operar con temperatura
alta de viento y su enriquecimiento en oxígeno. Al
incrementar el caudal del combustible inyectado aumentan
las dificultades para lograr su gasificación completa.
El calor desprendido mediante la combustión del
combustible inyectado en el crisol sustituye una parte del
calor de la combustión del coque. Pero, además, al realizar
el cálculo de 1 kg del carbono quemado en tobera crece la
cantidad de calor, introducido con el viento caliente. Se debe
destacar, que cuando se emplean temperaturas altas de
viento la cantidad de calor que éste aporta
es
considerablemente superior a la que se produce mediante la
combustión del combustible: por ejemplo, el calor de, la
combustión del gas naturales cercano a 1675 kJ/m3 y la
entalpía para el correspondiente caudal de viento (a 1250 °C,
1 % de humedad y 21 % O2) es del orden de 2,4 x 1712 =
donde,
A= Wc + le + VV1 Iv, en kJ/kg C,
(3)
B == W¡ + I¡ + Vv2 L, en kJ/m3 (kg)
(4)
siendo,
It - entalpfa del gas de tobera, kJ/m3;
le - entalpía del carbón que entra en la zona de
combustión, kJ/kg;
I¡ - entalpía del combustible inyectado, kJ/m3 (kg);
I,-entalpía del viento considerando la temperatura
de descomposición de la humedad del viento, kJ/m3 de
viento seco;
C, - cantidad de carbono gasificado del carbón,
kg/kga;
C¡ _ cantidad de carbono del carbón quemado en
toberas, kg/kg a;
Wc - calor de combustión del carbón al pasar a ca,
kJ/kgC¡;
_
W¡ - calor de combustión del combustible inyectado
en toberas, kJ/m3(kg);
S - caudal combustible inyectado, m3(kg)/kg a.
Vg - caudal'de gas de tobera, m3/kgC¡;
Vv - caudal de viento, m3/kg a;
Al aumentar el caudal de combustible inyectado la
temperatura adiabática de combustión disminuye debido a
que el volumen de los productos de la combustión crece más
fuertemente que la cantidad total de calor que se introduce
con el viento caliente y por combustión del combustible. El
grado de disminución de la temperatura adiabática depende
del combustible inyectado y de los parámetros del viento. Al
operar con un consumo de coque del orden de 500 kglta
(temperatura del viento 1250 "C, l % de hwnedad y 21 %
44
L. Garcia y col.! Revista Latinoamericana de Metalurgia y Materiales
O2) para cada m'(kg) de combustible inyectado por tonelada
de arrabio, la temperatura adiabática disminuye en 4,5 °C
para el gas natural; en 3,1 °C para el fuel oíl; 2,5 QCpara el
gas de batería; 2,2 °C para carbón alto en volátiles en 1,2 °C
para la antracita.
La disminución de la temperatura adiabática es uno de
los .actores que limita el aumento del caudal de combustible
a iJ yectar si ésta no se acompaña con aumentos en la
temj eratura del viento y su contenido en oxígeno. Estas dos
medidas compensatorias permiten mantener la temperatura
adiabática en el nivel requerido para garantizar una marcha
estable del horno al inyectar combustible auxiliar en el
crisol.
nivel requerido. No obstante en estos casos es recomendable
determinar la influencia del combustible inyectado en
condiciones ideales, introduciendo
las correcciones
correspondientes al variar otros parámetros.
A mayor K" más' efectiva es la utilización del
combustible auxiliar. Para un consumo total de combustible
de 500-550 kg/ta con caudal de inyección de 100 m3 (kg)/ta
y manteniendo constante los parámetros del viento, el
coeficiente de sustitución para el gas natural es de 0,4-0,5
m3/kg; fuel oíl, 1,1-1,3 kglkg y carbón pulverizado, 0,6-1,3
kglkg. Al aumentar la temperatura del viento, K, tiende a
aumentar un poco y con el aumento del contenido de
oxígeno en el viento, disminuye.
4.3. Desarrollo de las reducciones directa e indirecta.
4.5. Productividad
Con la inyección de combustible en el crisol varían las
condiciones en que se desarrollan los procesos de reducción
de los óxidos de hierro y la gasificación del carbono:
Se incrementa la concentración de agentes reductores (CO +
H2).
Se incrementa también, a pesar de la disminución del
consumo de coque, el volumen de gases reductores por
unidad de arrabio fundido, ya que el volumen de CO + H2 a
partir del combustible inyectado es superior, que el del
equivalente de la cantidad de coque en la relación térmica.
Aumentan considerablemente la concentración y volumen
de hidrógeno, que posee determinadas ventajas cinéticas
sobre el monóxido de carbono.
Varía el campo de temperaturas del horno: disminuye su
temperatura en la parte inferior (donde ocurre la gasificación
del carbono del coque) y, se eleva en la cuba (en la zona de
reducción indirecta de los óxidos de hierro), lo que
disminuye la velocidad del primero de estos procesos y
aumenta la velocidad del segundo. El enriquecimiento del
viento en oxígeno se opone a estas tendencias.
Para la misma productividad del horno crece el tiempo de
retención de los materiales en el horno debido a las
disminuciones del consumo de coque y del volumen de
materiales por unidad de arrabio fundido.
4.4. Disminución del consumo de coque.
Al inyectar combustibles auxiliares en el crisol la
disminución del consumo de coque varía en función del
combustible empleado, sus características y cantidad
inyectada, así como por otras variaciones ocasionales de los
parámetros del viento. Habitualmente se caracteriza por el
coeficiente de sustitución de coque K", es decir en el ahorro
de coque por unidad de combustible inyectado (kg/rrr' o
kglkg). En condiciones ideales la efectividad de inyección se
expresa por el coeficiente de sustitución determinado
manteniendo constante los otros parámetros del viento; sin
embargo, habitualmente la propia posibilidad de inyectar
combustible auxiliar está relacionada con la variación de
estos parámetros (aumentos de la temperatura del viento y su
contenido en oxígeno, disminución de la humedad, etc.) para
mantener la temperatura adiabática de combustión en el
Al inyectar combustible en la corriente viento la
productividad no varía o aumenta muy poco (2-5 %). Sin
embargo, cuando se utilizan altas temperaturas de viento (>
1200 "C) y su enriquecimiento en oxígeno se puede lograr
notables incrementos en la productividad del horno alto.
4.6. Costo de f{¡bricación del arrabio.
Los factores principales que determinan el costo del
arrabio elaborado al inyectar combustibles auxiliares son: el
coeficiente de sustitución del coque, la cantidad de
combustible inyectado por tonelada de arrabio y las
correlaciones entre los precios del coque y el combustible
auxiliar. También influyen el caudal de oxígeno utilizado y
su costo, el volumen de gas del tragante y su calor de
combustión.
Como fue analizado anteriormente, la tendencia al
aumento de los precios de los principales combustibles
empleados en la fabricación de arrabio, así como las
reservas cada vez más restringidas de la mayoría de estos
combustibles, han provocado variaciones en la tecnología
de operación del horno alto en los últimos años. La
efectividad económica de la inyección de combustibles
auxiliares es real, pero en cada caso depende de las
condiciones de cada país.
5. Inyección De Carbón PulverizadQ acp)
La idea de inyectar carbón pulverizado (tamaño inferior
a 100 11m)en el horno alto ya fue propuesta en 1840 por S.
M. Bansk. Hacia 1840-1845 se realizaron los primeros
ensayos industriales, pero solamente en 1960 en los EE.UU.
se comienza a crear ei equipo industrial para este fin y
actualmente prácticamente todos los grandes hornos están
equipados, o tienen previsto el montaje, con estas
instalaciones [lO].
En el mundo,
17 países utilizan actualmente esta
tecnología en más de 100 hornos altos [11]. S!! han
construido 84 instalaciones y se encuentran en etapa de
construcción y/o proyecto otras 25 [Ref. 12]. En la figura 3
se representa esta tendencia en la Unión Europea.
Revista Latinoamericana de Metalurgia y Materiales, Vol. 20, No. 1, 2000,
45
z
'0
en
o::
« 45
o
w 40
o
.t§ 35
§
30
>!; 25
z
o
o
20
ANO
1987
1981
1989
1990
199/
/992
1993
J994
1995
/996
/997
1991
1999
HORNOS EN
OPERACIÓN
TOTAL ConlCP
107
97
97
19
90
l'
87
n
74
71
74
69
62
31
21
31
31
44
41
42
40
37
34
35
31
31
(J)
~
:.J
15
« 10
(J)
o
z
o::
o
:r:
5
1982 83 84 85 86 8788
89 90 91 92 93 94 95 96
97 98 99
Fig. 3. Hornos en Operación
Se emplean 17 sistemas diferentes de ICP, que se clasifican
en tres grupos [13]:
•
Sistemas con dosificadores automáticos y de
distribución individual del CP por tobera con una
exactitud del 3 %.
•
Sistemas con dosificadores de rotor, en los que el
carbón se inyecta mecánicamente con rotores y de
distribución individual por toberas.
•
Sistemas con distribuidores
estáticos del CP
simultáneos en todas las toberas con exactitud del
5%.
Los niveles máximos de ICP aún no han sido
alcanzados. En los años 1960-1970, en la fábrica Amanda
(EE.UU.), una de las pioneras en esta tecnología, el caudal
de carbón inyectado fue de 58,5 kg/ta, o el 12,5% del
combustible total. En el período 1980-1991 operaban en
Europa más de 30 hornos con esta tecnología, en Japón más
de 25; a comienzos de 1990 se inyectaba en algunos hornos
hasta 157 kg/ta para una sustitución del 35 % del
combustible total [13].
El objetivo principal en el desarrollo de esta tecnología
es el incremento de la inyección de carbón hasta una tasa de
200-250 kg/ta y, en una perspectiva más lejana, hasta 350450 kg/ta con una reducción del consumo de coque hasta un
nivel mínimo de 200-250 kg/ta, necesario para la
carburación del arrabio, la reducción directa y garantizar la
permeabilidad a los gases de la carga [14-16]. Sin embargo,
se debe destacar que estos últimos valores se han obtenido
en hornos experimentales y es necesario la realización de
ensayos industriales a gran escala.
La tecnología de inyección de carbón se ha encontrado
con las siguientes dificultades tecnológicas y de explotación:
aparición de masas fundidas en las toberas; disminución
progresiva, en función del tiempo, del coeficiente de
sustitución del coque por carbón; aumento de la caída
depresión en el horno; quema masiva de toberas; aumento
de la salida de carbono con el gas del tragante y con la
escoria; atascamiento de las conducciones del polvo y de
los equipos de las toberas al deteriorarse el refractario del
horno en las zonas de su ubicación. Estas dificultades se han
ido superando.
La inyección de carbón, en asociación con otros
parámetros del viento, permite alcanzar y controlar la
temperatura óptima de llama en el raceway. En comparación
con la operación "todo coque", y manteniendo sin variación
los otros parámetros del viento, la inyección de carbón
estabiliza la temperatura adiabática, ya que se inyecta en
condiciones ambientales, y la disociación inicial del carbón
en el raceway a carbono, hidrógeno, etc, es endotérmica.
Esta estabilización en la temperatura de llama permite que
las adiciones de vapor al viento, generalmente necesarias
con la operación "todo carbón", sean eliminadas; la
temperatura del viento debe ser la mayor posible y se
recomienda su enriquecimiento en oxígeno.
En la literatura se pueden encontrar descripciones de
sistemas diferentes de preparación e inyección del carbón
[17-25]. En la figura 4 se incluye un esquema simplificado
del sistema de ICP instalado en los hornos altos de la
empresa ACERALIA, en Gijón (España).
L. García y col.! Revista Latinoamericana de Metalurgia y Materiales
46
TOLVAS DE
ALMACENAMIENTO
mJ
900
120
mJ
~oo
120
tjh
=
1424 rri'
100°C
CAPTACION
DE POLVO
trrr;:;'\ñz>~- 60 tjh
.'}~
INYECCION
EN HORNO
t/h~
o-·l.--.17 bar
Fig. 4. Esquema del sistema ¡('P. ACERALlA (Gijón, España)
5.1. Resultados industriales de la inyección del carbón.
En los países de la Unión Europea, a partir de los
primeros años de la década de los 80, se observa un
creciente interés en la inyección de carbón por toberas al
crisol del horno alto. En enero de 1999 operaban 38 de los
62 hornos altos en funcionamiento con esta tecnología. En la
tabla IV se incluye un desglose por países de los hornos
altos en operación con inyección de carbón y los principales
parámetros medios de operación.
Los parámetros de operación de los hornos varían según
las condiciones especfficas de cada pais y de las propias
fábricas. En la tabla V se muestran los indices de operación
de algunos de los hornos de Europa Occidental que operan
con mayor eficiencia.
5.1.1. Alemania
En 1983 en la planta MaxhUttee Unterweellenborn se
puso en operación la primera instalación de inyección de
carbón pulverizado, y en 1985 la segunda instalación, con
una tasa de ICP de 70-80 kg/ta, con un coeficiente de
sustitución de coque por carbón de 0,55 kg/kg [12]. En este
período se utilizaron 200.000 t de carbón, con un ahorro de
110.000 t de coque.
Thyssen Stahl comenzó a utilizar esta tecnología en 1983
en el HA-4 instalado en Hamborn y en 1987 se introdujo en
los HA-l (Schwelgern) y HA-6 (Ruhrort). A fmales de 1989
se habían empleado más de 2,2 x 106 t de diferentes
carbones desde antracita hasta lignito [26, 27]. En 1990 en el
HA-I se logró aumentar el caudal de CP hasta 175 kg/ta,
con un consumo de coque de 305 kglta. Este horno, con
13,6 m de diámetro de crisol, equipado con 36 toberas,
operaba con una temperatura de viento de 'll77OC y un
contenido de oxígeno en el viento de 22,4%. En el período
octubre-noviembre 1992, el HA-9 (Hamborn) opero con
una ICP de 224 kgIta Y el consumo de coque se redujo hasta
268 kg/ta [28].
El empleo creciente del CP hizo necesaria la ampliación
y reconstrucción de las instalaciones de molienda existentes
con el objetivo de ampliar la capacidad de la instalación
desde 0,3 hasta 1,0 x 1061. A tal efecto se instalan nuevos
molinos que preparan el carbón (80 % en fracción < 0,080
rnm) para su distribución a los hornos.
En el decenio 1990-1999 el número de hornos altos en
operación se redujo de 25 a 15; el volumen de trabajo
promedio se incrementó de 1753 a
2244 m3 y la
productividad promedio de 2,18 a 2,46 ti m324b. En 1990
nueve de los veinticinco hornos inyectaban una tasa media
de 114,4 kgCP/ta con un contenido de oxígeno de 24,08 %,
el consumo de coque promedio fue de 368,3 kg/ta, Durante
1999 operaron seis de los quince hornos con una tasa
promedio de ICP de 144,3 kg/ta con un contenido de
oxígeno de 24,52 % Yel consumo de coque promedio fue de
332,6 kg/ta,
5.1.2. Francia
La Unión Lorfonte inició en 1982, en los cuatro hornos
altos instalados en Rombas, la ICP con caudales hasta 150
kglta [29]. El carbón empleado contenia; 34-37% volátiles;
Revista Latinoamericana de Metalurgia y Materiales, Vol. 20, No. 1, 2000,
5-10% cenizas; 7-10% humedad y una capacidad calorífica
de 7400 Kcallkg.
Sollac ha introducido la ICP en sus hornos altos en
Dunkerque (1983) y Fos (1990). En el HA-2 de Dunkerque,
en 1985, mediante una ICP de 143 kglta, se había
conseguido reducir el consumo de coque hasta 333 kglta. En
1986 se introduce esta tecnología en el HA-4 y en 1987 en el
HA-7. De mayo a julio de 1990 el HA-4 operó con tasas de
ICP de 156-180 kg/ta, logrando disminuir el consumo de
coque por debajo de 300 kglta [30].
En todo este período la operación del horno sigue estable
con una productividad de 2,4 t/rrr'. 24 h. El contenido de
oxígeno y la temperatura del viento alcanzaron 22,5% y
1200°C, respectivamente, la temperatura adiabática de
combustión disminuyó hasta 2050-2100°C con un aumento
de la temperatura del gas de tragante de 150 a 19O"C. El
contenido de Si en el arrabio se mantuvo entre 0,2-0,3 %. El
grado de utilización del ca en la períferia del horno fue de
0,48-0,50, en la parte intermedia de 0,55-0,58 y en el eje de
0,25-0,35 %.
En el horno de Fos, de mayo a septiembre de 1990, el
caudal de ICP se incrementó de 73 a 128 kg/ta, con una
inyección simultánea de 14 kglta de gas de batería. Esto ha
permitido disminuir el consumo de coque de 381 a 327 kglta
[31].
En el decenio 1990-1999 el número de hornos altos se
redujo de 16 a 9; el volumen de trabajo se incrementó de
1472 a 1828 m3 y la productividad de 1,73 a 2,43 ti m324h.
En 1990 once de los dieciséis hornos inyectaban una tasa
media de 72,5 kgCP/ta con un contenido de oxígeno de
23,70 % Yel consumo de coque fue de 408,1 kglta. Durante
1999 operaron siete de los nueve hornos con una tasa de ICP
de 147,8 kglta con un contenido de oxígeno de 23,75 % Yel
consumo de coque fue de 329,1 kglta
5.1.3. Holanda
Hoogovens en sus hornos altos instalados en IJmuiden
(HA-6 de 11 m de diámetro de crisol y HA-7 de 13,8 m)
comenzó la inyección de carbón en 1982. Durante 18 años
se han inyectado más de 20 clases de carbones con un
intervalo amplio de composiciones: 17,5-42,4 % volátiles; 311 % cenizas y 7,5-8,5 % humedad. El coeficiente de
sustitución del coque varia entre 0,79 y 0,96 kglkg [32]. En
1988 la capacidad de la planta de molienda de carbón
aumentó de 30 a 50 tIh, lo que permitió aumentar la tasa de
ICP de 100 a 140 tIh [22].
En 1992 en el HA-6 se realizaron ensayos con caudales
de inyección de 204-218 kglta, con un consumo de oxígeno
en el viento del 26%, lográndose un consumo mínimo de
coque de 276 kglta. Sin embargo, en este caso se observa
cierto empeoramiento en el descenso de la columna de
coque en el horno como resultado del aumento de la
viscosidad de la escoria, y también se observa un aumento
en la caída de presión de 0,2-0,3 bares como consecuencia
de la disminución del espesor de las capas de coque en la
zona cohesiva del horno [33].
En el decenio 1990-1999 el número de hornos altos se
redujo de 3 a 2; -el volumen de trabajo promedio se
incrementó de 2477 a 3059 m3 y la productividad promedio
de 2,43 a 2,64 ti m324h. En 1990 dos de los tres hornos
inyectaban una tasa media de 132 kgCP/ta con un contenido
de oxígeno de 25,85 % y el consumo de coque fue de 364,0
kglta. Durante 1999 operaron los dos hornos con una tasa
de ICP de 202,2 kglta con un contenido de oxígeno de 29,40
% y el consumo de coque fue de 323,3 kglta.
Actualmente, como se observa en la Tabla 4, en estos dos
hornos se logran las mayores tasas de ICP de la UE; de ellos
el HA-6 presenta uno de los mejores índices de operación
(Tablas 5 y 6).
Tabla 4. Parámetrosde operacionesde los hornos altos que operancon inyecciónde carbón en la U.E., en 1999.
I
I
I
Paises
Alemania
Belgica
Espafla
Francia
Holanda
Italia
ReinoUnido
Suecia
Totales
Media U.E.
Hornos en Operación
Total
Con Inyeeción
15
6
2
9
2
6
6
:2
1
6
9
4
53
7
2
4
7
4
I
38
I
Indices Tecnológicos Pormedios
Carbón Inyectado Kglta Consumo de COQueKIlIta I ProductiVidad tima. 24h
144,3
332,6
2,58
I
159,4
2,48
337,8
138,3
353,3
2,62
147,8
329,1
2,43
20'2,2
323,3
2,64
138,5
375,3
2,62
97,9
397,7
2,21
84,9
388,8
2,40
139,2
47
354 7
I
246
48
L. Garcia y col.! Revista Latinoamericana de Metalurgia y Materiales
Tabla 5. Indices medios de funcionamiento de los hornos altos con inyección de carbón en la UE en 1999.
Indices
Diametro del crisol, m
Volumen de trabajo, m3
Productividad,tlm3.24h
Carga, %
-mineral de Hierro
-sinter
-pelets
Consumo de coque, kg/ta
Carbon inyectado, kg/ta
Volatiles en el carbon, %
Oxigeno end viento, %
Temperatura del viento,DC
Temperatura de llama, °C
Contenido en el arrabio, %
Silicio
Azufre
Temperstura del aríabío, DC
Volumen de escoria, ka/ta
TKS
Schwelgem
HA-1
Alemania
13,6
3844
2,68
TKS
Hambom
HA-9
Alemania
10,2
1833
2,90
SOLLAC
Dunkerque
HA-4
Francia
14,0
3648
2,40
Hoogovens
Ijmuiden
HA-6
Holanda
11,0
2328
2,91
IIVA
Taranto
HA-2
Italia
10,34
1971
2,90
SIDMAR
Gent
HA-A
Bélgica
10,0
1754
2,89
ACERALIa
GiJón
HA-B
Espalla
11,3
2349
2,64
8,9
67,9
23,2
307
172,9
22,7
25,05
1188
2193
9,3
68,3
22,4
320
155,5
22,7
25,57
1121
2177
15,4
72,2
12,4
306,0
174
30,5
24,24
1223
2094
2,3
45,9
51,2
316
204,1
41,5
30,4
1143
2145
5,9
72,1
22,0
349
162,1
25,7
26,3
1175
2054
0,5
89,1
9,4
291
193,6
25,1
25,62
1191
2172
9,0
56,1
34,9
353
138,3
24,1
23,73
1186
2178
0,36
0,033
1512
274
0,39
0.043
1514
284
0,41
0,024
1496
284
0,43
0,031
1511
197
0,70
0,021
1504
293
0,40
0,014
1493
257
0,49
0,027
1482
238
Tabla 6. Hornos altos en funcionamiento en Taranto (Italia) e Ijmuiden (Holanda).
Incices
Aflo
I
ICP,kg(ta
Constirnode
coque,
kg/ta
Produccivldad,
tim 3. 24 h
I
I
1
I
1991
1992
1993
1994
1995
1996
1997
1998
1999
1991
1992
1993
1994
1995
1998
1997
1995
1999
1991
1992
1993
1994
1995
1996
1997
1998
1999
I
I
I
N°2
56
148
174
187
170
151
148
156
162
439
337
320
309
332
354
362
361
349
2,32
2,69
2,82
2,84
2,70
2,82
2,67
2,89
2,90
IL VA (Taranto)
Italia
N°4
N°S
6
28
139
103
164
116
175
129
149
135
143
143
142
130
152
135
149
135
412
420
332
361
320
354
324
357
346
350
349
360
373
370
370
371
374
374
2,50
2,48
2,66
2,44
2,69
2,45
2,67
2,41
2,61
2,57
2,81
2,92
2,82
2,88
2,86
2,90
2,78
2,82
HOOGOVENS
(ljm uiden
Holanda
N°7
N°6
138
147
178
123
171
127
125
177
161
126
170
157
196
192
197
199
204
201
357
349
304
363
320
359
331
369
339
370
328
341
312
315
321
313
316
323
2,61
2,02
2,24
2,62
2,73
2,46
2,68
2,55
2,92
2,52
2,90
2,51
3,01
2,56
2,89
2,56
2,91
2,48
I
i
I
I
Revista Latinoamericana de Metalurgia y Materiales, Vol. 20, No. 1, 2000,
5.1.4. Italia
IIva comenzó en 1991 la ICP en los cuatro hornos
instalados en Taranto (HA-l, HA-2, HA-4 Y HA-5). En los
HA-2 y HA-4 se alcanzó un caudal de inyección de 150
kg/ta a los cinco meses de operación y en el HA-l esto se
logra sólo en tres meses [34-37]. En abril de 1992 se logra
operar el HA-2 con un consumo de coque de 324 kg/ta [38J.
En la Tabla 6 se incluyen los resultados de operación de
estos hornos, desde su puesta en funcionamiento, y se
destaca la reducción considerable en el consumo de coque y
la mejora de la productividad, tanto para cada horno como
para la fábrica en su conjunto. Destaca el trabajo del HA-2
durante 1994, cuando reduce su media del consumo de
coque hasta 309 kg/ta mediante tasas medias de ICP de 187
kg/ta, aunque la mayor tasa de inyección (197 kg/ta) se logró
en el HA-l en abril de 1994 [39].
En el decenio 1990-1999 el número de hornos se
mantiene en 6; el volumen de trabajo se incrementó desde
2156 a 3059 m3 y la productividad de 2,38 a 2,64 ti m324h.
En 1990 dos de los seis hornos inyectaban una tasa media de
21,6 kgCP/ta con un contenido de oxígeno de 24,17 % Y el
consumo de coque fue de 433,4 kg/ta. Durante 1999
operaron cuatro hornos con una tasa de ICP de 138,5 kg/ta
con un contenido de oxígeno de 25,25 % Y el consumo de
coque fue de 375,3 kg/ta.
49
En el decenio 1990-1999 el número de hornos se redujo
de 12 a 9; el volumen de trabajo se incrementó de 1721 a
1879 m3 y la productividad de 2,19 a 2,22 ti m324h. En
1990 seis de los doce hornos inyectaban una tasa media de
94 kgCP/ta con un contenido de oxígeno de 25,47 % y el
consumo de coque fue de 400,3 kg/ta. Durante 1999
operaron siete hornos con una tasa de ICP de 97,9 kg/ta con
un contenido de oxígeno de 24,01 % Y el consumo de coque
fue de 397,7 kg/ta,
5.1.6. Bélgica
La inyección de carbón se inicia en 1982. Como se
observa de los datos de la Tabla 5 el HA-A de Sidmar
(diámetro de crisol -10 m), instalado en Gent, tiene uno de
los mejores índices de operación en la U.E.: tasa de ICP,
193,6 kg/ta; consumo de coque, 291 kg/ta Y productividad,
2,89 t/nr'. 24 h.
En el decenio 1990-1999 el número de hornos se redujo
de 8 a 6; el volumen de trabajo se incrementó de 1509 a
1724 m' y la productividad desde 2,23 a 2,46 ti m324h. En
1990 cinco de los ocho hornos inyectaban una tasa media de
61,2 kgCP/ta con un contenido de oxígeno de 24,37 % Y el
consumo de coque fue de 427,6 kg/ta. Durante 1999
operaron seis hornos con una tasa de ICP de 159,4 kg/ta con
un contenido de oxígeno de 24,34 % Yel consumo de coque
fue de 337,8 kg/ta.
5.1.5. Reino Unido
La British Steel en sus cuatro hornos instalados en
Scunthorpe (de diámetro de crisol 8,3; 8,3; 9 Y 9 m) realiza
la ICP en caudales de hasta 110 kg/ta [40J. En ensayos
llevados a cabo en el horno Queen Victoria (de 9 m),
equipado con 24 toberas, mediante la inyección de 208 kglta
se logra disminuir el consumo de coque hasta 289 kg/ta [41].
En un segundo periodo de ensayos se obtuvo el mejor
resultado para una inyección de 200 kglta y un consumo de
coque: de 284 kg/ta, aunque posteriormente se logra, en 28
días, una disminución del consumo de coque hasta 262 kg/ta
mediante la inyección de 182 kg/ta [42, 43]. Durante la
experimentación no se observaron desviaciones en la
operación normal del horno.
Las empresas British Steel y Simon Macawber han
elaborado la tecnología para inyectar carbón granulado en
caudales superiores a 200 kg/ta en uno de los hornos
instalados en Scunthorpe [44, 45J. El carbón granulado esta
constituido por un 95% de partículas con granulometria
inferior a 2 mm. En los ocho primeros años de explotación
del sistema, en los hornos se consumieron 1,6 millones de
toneladas de carbón granulado, y la tasa de coque disminuyó
de 500 a 360 kg/ta,
La British Steel, en el horno situado en Ravenscraig,
construyó una instalación para la inyección de carbón
granulado en cantidades superiores a 200 kg/ta y se han
realizados ensayos hasta 300 kg/ta, lográndose consumos
mínimos de coque del orden de 270 kg/ta [46].
5.1. 7. Suecia
SSAB inicia la inyección de carbón en 1986 con un
promedio de 40 kglta. Desde 1988 la inyección se mantiene
estable (60.80 kglta), lo que ha permitido reducir el
consumo de coque en 60 kg/ta. A partir de ese momento ha
sido prácticamente nula la inyección de fuel oíl,
Durante el decenio 1990-1999 el número de hornos se ha
mantenido estable - 4; el volumen de trabajo se incrementó
desde 964 a 1070 m3 y la productividad promedio de 2,30 a
2,40 ti m324h. En 1990 en los hornos se inyectaba una tasa
media de 71,0 kgCP/ta con un contenido de oxígeno de
23,86 % Yel consumo de coque fue de 387,8 kg/ta, Durante
1999 operaron estos hornos con una tasa de ICP de 84,9
kg/ta con un contenido de oxígeno de 23,2 % Yel consumo
de coque promedio fue de 388,8 kg/ta.
5.1.8. España
En diciembre de 1995 operaban 4 hornos altos con una
producción de 5,5 x 106 talaño, que utilizaban fuel oil como
combustible auxiliar. Dentro del programa de remodelación
y modernización de la industria siderúrgica española se
ejecutó su sustitución por dos hornos altos de 2348 m' (cada
uno), de 11,3 m de diámetro de crisol equipados con 29
toberas. Estos hornos operan con 1200 °C de temperatura del
viento (enriquecido en 2% O2). La carga está compuesta por
40% pelets y 6()01o sínter. Se prevé que ambos hornos operen
con ICP en caudales de 175-190 kg/ta, lo que permitirá
L. Garcia y col.! Revista Latinoamericana de Metalurgia y Materiales
50
reducir el consumo de coque hasta 310-340 kg/ta; el sistema
de inyección de carbón está constituido por dos instalaciones
de 43,2 t/h Y fue suministrado por Klockner, La puesta en
funcionamiento del HA-B fue en setiembre de 1996, el HAA comenzó a funcionar en noviembre de 1997 [Ref. 47J. La
capacidad de producción de estos hornos es de 3,8 x 106
t/año y la inversión se ejecutó a un costo de 47.200 millones
de pesetas.
En 1991 se construyó en el CENIM una planta piloto
para estudiar los diferentes carbones a inyectar en los hornos
y lograr datos tecnológicos de operación [48, 49]. En 1998
se construyó una cámara de gasificación de coque destinada
al estudio, a escala piloto, de las dimensiones del raceway y
la circulación del gas cuando se realiza la ICP [50].
En el decenio 1990-] 999 el número de hornos se redujo
de 8 a 2; el volumen de trabajo se incrementó de 1484 a
2349 m3 y la productividad desde 1,84 a 2,62 ti m324h.
Durante 1999 operaron dos hornos con una tasa de ICP de
138,3 kg/ta con un contenido de oxígeno de 23,70 % Y el
consumo de coque fue de 353,3 kg/ta,
Otros países
Además de los países de la Unión Europea, se van a citar
a continuación países de gran actividad siderúrgica que
emplean la inyección de carbón.
5.1.9. Antigua URSS
En la antigua URSS, los primeros ensayos de ICP se
realizaron en los años 1948 y 1956 en la fábrica en
Dneprodzerzhinsk.
En
1960-1970
operaban
cinco
instalaciones experimentales-industriales.
En 1980 en la fábrica siderúrgica de Donetsk., en
Ucrania, se construye y pone en explotación un complejo
industrial paro la ICP en dos hornos altos. La capacidad
anual del complejo es de 140.000 t de carbón [3]. En este
período se ha utilizado más de un millón de toneladas de CP
elaborado a partir de concentmdo de hullas magras. El
caudal de ICP era de 70-90 kg/ta, con un coeficiente de
sustitución de 0,9 kg/kg. La peculiaridad de esta tecnología
era la utilización simultánea de CP y gas natural (60-70
m3/ta) [2]. El consumo de coque se reduce de 590-600 kg/ta
(en 1980) a 450-460 kg/ta (a comienzos de 1990) con un
aumento de la productividad de los hornos y de la calidad
del arrabio [51].
A inicios de 1996, debido a la escasez de gas natural
existente en Ucrania, en esta fábrica se pasó a realizar la
inyección del 100 % CP. Se han elaborado una serie de
medidas especiales para intensificar la combustión del
carbón inyectado en las zonas de toberas, y mejorar los
regímenes de escoria y gasodinámico de la fusión, lo que
permitirá aumentar la cantidad de carbón inyectado hasta
más de 200 kg/ta [2, 52].
5.1.10.
EE.uu.
Los primeros ensayos de inyección de carbón se realizan
en un horno de AK Steel (ARMCO) en Ashland, Kentucky,
en 1963. Sin embargo, en los 20 años siguientes, no tuvo
mayor difusión debido al bajo coste y efectividad de la
inyección de fuel oí! (hasta la década de los 70) y de la
inyección de gas natural (1980-1990). La necesidad de
realizar grandes inversiones paro modernizar o reconstruir
las viejas baterías de coquización y los requerimientos de
conservación del medio ambiente forzaron a las compañías
norteamericanas a reevaluar económicamente la inyección
de carbón desde los inicios de los 90 [53].
De febrero de 1993 a enero de 1996, la inyección de
carbón fue puesta en servicio en doce hornos altos. Hasta
enero de 1996 se utilizaban cinco sistemas de inyección en
seis plantas de preparación de carbón, con una capacidad
combinada de molienda de 4,3 x 106 t. En dos años se
alcanzaron tasas de inyección de carbón superiores de 150
kg/ta Yconsumos de coque inferiores a 340 kg/ta [54,55].
En este período, USo Steel equipó sus cuatro hornos
altos en Gary (Indiana) con lCP, que fueron puestos en
marcha en febrero-junio de 1993. Inland Steel también
instaló la ICP en los HA-5, HA-6 YHA-7 en Indiana Harbor
(Indiana) en agosto-septiembre de 1993. En agosto de 1994,
la USSlKobe pone en marcha la ICP en el HA-3 en Lorian
(Ohio). En noviembre de 19994, la Bethlehem Steel instala
la inyección de carbón granulado en los HA-C y HA-D en
Bums Harbor (Indiana). La tecnología paro la inyección de
carbón ha sido realizada por la British Steel, que participó en
los tmbajos de puesta en marcha y funcionamiento de la
instalación.
Entre diciembre de 1995 y enero de 1996, Stelco
introduce la ICP en los HA-D y HA-E en Hilton (Ontario).
5.1.11. JaPÓn
En 1981 se introduce la ICP en el HA-I, en Oita Works
[56]. Desde esa fecha las principales compaflías
siderúrgicas han desarrollado la inyección en la mayoría de
sus hornos. En octubre de 1994 operaban con ICP 26 de los
29 hornos altos [57, 58].
En el HA-4 de Fukuyama Works, se establece, en
octubre de 1994, un récord mundial de inyección al trabajar
durante un mes con una tasa de ICP máxima de 230 kg/ta y
una media mensual de 218 kg/ta [59, 6OJ. El sistema de
inyección se pone en explotación en abril de 1994 y en sólo
seis meses se logra inyectar tasas de 200 kg/ta, Este
novedoso sistema incorpora técnicas de vanguardia: doble
lanza excéntrica enfriada por agua que permite elevar la
eficiencia de combustión en 10-15 %; empleo de un nuevo
híbrido pelets-sínter, que prevé mejoras en las características
de reductibilidad y fusión; nuevas tecnologías para controlar
la distribución de la carga al tmbajar el horno con caudales
elevados de ICP, y tecnologías de control térmico y de
funcionamiento basadas en algoritmos. El récord de
Fukuyama está cercano al limite superior de la capacidad
que presenta el sistema, cuyo objetivo es lograr un nivel de
250 kg/ta [61J.
Revista Latinoamericana de Metalurgia y Materiales, Vol. 20, No. 1, 2000,
51
5.1.12. China
6. CONCLUSIONES
En China están en operación 500 hornos altos, la
mayoría de pequeño volumen. Solamente 35 hornos tienen
un volumen superior a I000 m3 y otros 22 se encuentren
entre 500 y 999 nr'. En los últimos años se observa una
etapa de modernización de la industria siderúrgica [62], que
incluye la construcción de 8 nuevos hornos de más de 1000
m', y dos hornos de 4063 m3[63]. En la actualidad el 75% de
los hornos operan con inyección de carbón [64].
El proceso más importante pare la fabricación de arrabio,
por reducción de sus óxidos, es el que se realiza en el horno
alto, que totaliza un 98% de la producción total de hierro. El
2 % restante se produce en una variedad amplia de procesos
alternativos que intentan reducir directamente los
concentrados de minerales de hierro pare evitar su
aglomeración lo máximo posible y utilizan carbones no
coquizables como reductores.
En el horno alto un objetivo principal es la disminución
del consumo de coque por tonelada de arrabio fabricado,
debido a los costes elevados de las baterías de coque y los
problemas medioambientales que ocasionan estas baterías.
Este objetivo se consigue por medio de la inyección de
combustibles por toberas al horno, siendo la inyección de
carbón el proceso más utilizado y su empleo va en aumento.
Se estima en 300 kg de carbón por tonelada de arrabio el
límite de inyección. El ahorro de coque es del orden de un
Kg por cada Kg de carbón inyectado.
5.1.13. Taiwan
En 1988, China Steel Corp. Introduce el sistema de ICP,
diseñado por ARMCO, en los HA-I (2434 nr') y HA-2
(2850 rrr'), pare tasas de inyección de 80 kg/ta, pero se
propone incrementar la ICP hasta 100 kg/ta. Los hornos
operan con ~1,5-22,0 % O2• En 1993, durante una semana,
trabajaron con un caudal de 104 kgCP/ta, con un consumo
de coque de 401 kglta. El coeficiente de sustitución de coque
por carbón fue de 1,17 kglkg, Y los hornos operaron con una
productividad de 2,03 t/m3.24h [65].
5.1.14. Corea del Sur
POSCO, en Kwangayang Steel Works, tiene en
operación, desde 1985, tres hornos altos de 3225 m3 de
volumen útil c/u. Desde esa fecha se acometió una
modernización de la fábrica que incluyó la puesta en marcha
de un cuarto horno de igual capacidad en setiembre de 1992.
Los HA-I y HA-2 tmbajan con caudales de 80 kg/ta; el HA3 hasta 124 kg/ta y el HA-4 con 150 kglta. Se destaca que,
paralelamente al incremento de los caudales de ICP, se ha
logrado un aumento de la productividad de los hornos [66,
67]. Esta fábrica que produce 11,4 x 106 ta/año, funciona
con altos contenidos de Ah03 en la escoria. Desde su puesta
en operación se han utilizado 18 clases de carbones con un
contenido relativamente alto en volátiles [68].
5.1.15. India
Tata Iron & Steel Co., en marzo de 1991, puso en
funcionamiento, en el HA-F, una instalación de ICP.
Durante más de un año, el horno funcionó satisfactoriamente
con un caudal de ICP de 50 kg/ta Y un coeficiente de
sustitución de coque por carbón de 0,9 kglkg.
Posteriormente, con el enriquecimiento del viento con 1-2 %
O2, se logra aumentar la inyección de carbón hasta 70-80
kg/ta con un coeficiente de sustitución de 1,0 kg/kg Y un
aumento de la productividad del horno. En noviembre de
1992, la compañía pone en operación el HA-G con un
sistema de ICP de Klockner que permite operar con caudales
hasta 160 kglta [69].
REFERENCIAS
l.
2.
3.
4.
5.
6.
7.
8.
9.
10.
11.
12.
13.
14.
15.
16.
17.
B. R. Nijhawan, Proc. 6th ILAFA-IVES Seminar Direct
Reduction and Smelting Reduction. ILAFA. Ciudad
Guyana (Venezuela), 1990 C 1-C8
Babich,
S. Yaroshevskii y V. Tereshenko,
Intensificación de la utilización del carbón pulverizado
en el horno alto. Kiev, Ed. Tejnika, 1993,191 p.
S. Yaroshevskii, Fabricación de arrabio con utilización
de carbón pulverizado como combustible. Moscú, Ed.
Metallurgiya, 1988: 174 p.
LG. Tovarovskii, et al.. Stal, 9, (1990) 53-59
S. Griffiin, Steel Times, (208) 5, (1980) 354-356
Y. Kajikawa, et al.. Trans.ISIJ, (22) 2, (1982) 134142
D. Gasper,.lron Steel Eng., (51) 7, (1974) 65-70
R. Mazar Marghall, Metal Bull. Monthly, 7 (1990) 6768.
M.H. Jukes, MPT: Met. Plant Tech., (16) 2, 1993, 5360
S. Inaba,. Tetsu-To-Hagane (J 1ron and Steel Inst.
Japan), (78) 7, (1992) 1187-1197
Chanerjee,. Ironmaking Steelmaking, (22) 2, (1995)
100-104
K. Scheidig, et al. Neue Hutte, (35) 7, (1990) 241Z45
Steel Times, (220) 10, (1992) 464-467,477
W Gudenau, et al. Stahl Eisen, (110) 11, (1990) 3540
Lassat de Pressingny, Future lronmaking Process. Int.
Symp. and Workshop. Hamilton (Canada), June 1990,
6C,3/1-3/3
A. Poos, Proc. 6th Int. Iron and Steel Congress,
Nagoya (Japan), Vo1.2, (1990) 395-404
Y. Takamato, et al. Rev. Metal/.- C/T, (92) 3, (1995)
351-359
52
L. García y col.! Revista Latinoamericana de Metalurgia y Materiales
18. M. Sato, et al. Rev. Metal/.- CIT, (92) 3, (1995)
343-349
19. Y. Matsui, K. Kuwano, R Hori, H. Miyatani, y S.
Matsunaga, S. Proc. 6th Int. Iron and Steel Congress,
Nagoya (Japan), Vo1.2, (1990) 468-475
20. Y.Ohno, et al. ISLJ Im., (34) 8, (1994) 641-648
21. M.Ohtaka, et al. Sumitomo Met., (43) 2, (1991) 6276
22. R.e. Brouwer, et al. Iron Steel Eng., (69) 12, (1992)
20-25
23. R R Willmers, /ron Steelmaker, (16) 8, (1989) 27-35
24. A. Babich, et al. Rev. Metal. Madrid, (32) 2, (19%)
103-116
25. A. Babich, et al. ISLJ Int., (36) 10, (1996) 12501258
26. K. H. Peters, E. Beppler, B. Korthas y M. Peters, Proc.
2nd European Ironmaking Congress, Glasgow (United
Kingdom), ( 1991) 247-261
27. K.H Peters, et al. MPT: Met. Plant Tech., (13) 6,
(1990) 32-43
28. H.W.Gudenau, et al. Stah/ Eisen, (114) 2, (1994)
81-87
29. B. Colnot, Rev. Metali- C/T, (79) 11, (1982) 877887
30. F. Graffeuille, et al. ReV. Metall.- CIT, (88) 4, (1991)
335-343
31. B.Metz, etal. Rev.Metall.-CIT,
(92) 6, (1995) 721728
32. RC. Brouwer y H.L Toxopeus,. Rev. Metall» CIT,
(88) 4, (1991) 323-334
33. E. Niles Paul, Vuoriteo//isuus Bergshanteringen, (51)
2, (1993) 83-89
34. Stahl Eisen, (110) 9, (1990) 25
35. MPT: Met. Plant Tech., (13) 6, (1990) 80
36. Steel Times, (219) 9, (1991) 519
37. F.T Eichinger,. y F.T Nolde, Steel Times, (220) 10,
(1992) 462-463
38. G. Federico. Injection Technology in Ironrnaking and
Steelmaking, Tech. Exchange Seccion, Int. Iron and
Steel Inst., Cornmittee ofTechnology, Bruselas, (19%)
33-45
39. L. Capogrosso Y G. Di Maggio, Meeting of the
European Blast Fumace Cornmittee, Gijón (España),
24-25 abril 1997.
40. Steel Times, (220) 7, (1992) 336
41. MPT: Met. Plan! Tech., (15) 5, (1992) 84-86
42. Iron Stee1 Eng., (69), (1992) 98-99
43. D.C., Leonard, B.K. Hartley, D.A. Campbell, y T.V
Matthews, Proc. Joumées Siderurgiques ATS, París, 78 decembre 1994.
44. R. Maldonado, a,c, Mills, B.K. Hartley y NJ. Busby,
Proc. lst Int. Congress ofSci. and Tech. oflronrnaking,
Senday (Japan), ISU, (1994) 535-540
45. D. S. Gattergood y M. H. Jukes, Injection Technology
in Ironmaking and Steelmaking, Tech. Exchange
46.
47.
48.
49.
50.
51.
52.
53.
54.
55.
56.
57.
58.
59.
60.
61.
62.
63.
64.
65.
66.
67.
68.
69.
Seccion, Int. Iron and Steel Inst., Cornmittee of
Technology, Bruselas, (1996) 89-107
D.A., Campbell, G. Flierman, G. Malgarinio y R.B.
Smith, Proc. 2nd European Ironmaking Congress,
Glasgow (United Kingdom), (1991) 263-274
J. L. Lafuente, et al. MPT: Met. Plan! Tech., (21) 6,
(1998) 98-107
A. Isidro, A. Formoso, J.J. PIS, S. Ferreira, E. Fuente,
J.M. Rivas, L. García yA. Cores, Proc. 8th Conf. on
Coal Sei. and Tech. Vol. 1. Elsevier Science. Oviedo
(España), (1995) 551-554
Formoso, A. Isidro y A. Cores, Further developments
in blast fumace injection teehnology. ECSC Agreement
No. 7210 AA/936, 1994
Formoso, A. Isidro y A. Cores, Modelling or gas and
char flows at high PCI throungh experimental and
theoretical studies of the raceway and the dead mano
ECSC Agreement N° 7210 AA/938, 1998
V. P. Tereshenko, et al. Stal, 8, (1992) 7-10
S.L.Yaroshevskii, etaI.Stal,8(1995)
11-17
J. O. Hanlon. Steel Times, (221) 12. (1993) 508-522
M. G. Ranade, D. G. White, 1. Duncan, F. C. Rorick
and M. E. Mroz. Proc. 3rd European Ironrnaking
Congress, Gante (Bélgica), (1996) 82-92
W. Lanzer y H. B. LUngen. Stahl Eisen, (1l6) 8,
(19%) 61-69
K. Takeda and F. C. Lockwood. ISLJ Int., (37) 5,
(1997) 432-440
Z. Yamamoto, ISLJ Int., (35) 4, (1995) 333-348
S. Kubo. Proc. 3rd European Ironrnaking Congress,
Gante (Bélgica), (1996) 301-306
K. Kimura, et al. Rev. Metall.-CIT (93) 4, (19%)
575-580
A. Maki, et al. ISIJ Int, (36) 6, (19%) 650-657
Ironmaking Steelmaking. (22) 1, (1995) 1
X. Juliang y Q. Baoming. Proc. l" Int, Congress ofSci.
And Tecn. Of Ironmaking,
Sendai (Japan), ISU,
(1994) 55-60
S. Zhang y H. Yin. Proc. 1st Int. Congress of Sci. and
Tech.ofIronmaking, Sendai (Japan), ISU, (1994) 450455
W. Q. Tang, y T. C. Wang. Iron Steel (China), 29
(11), (1994) 1-7
F. Cheng Lai, D. Yuang Chang yE. Kuo Chen. Proc. 1st
Int. Congress ofSci. and Tecn. Oflronmaking, Sendai
(Japan), ISU, (1994) 541-546
N. S. Hur, B. R Cho y H. D. Kim. Injection
Technology in Ironrnaking and Steelmaking. Technical
Exehange Sección. IISI., Bruselas, (19%) 59-73
J-K. Chung y N. S. Hur. ISLJ Int., (37) 2, (1997)
119-125.N. S. Hur et al. Rev. Meta/l.-C/T,
(93) 3,
(1996) 367-377
S. Kumar, et al. Tata Search, (1994) 35-42
G. Annamalai, et al. Tata Search; (1994) 29-42