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ESTUDO DA INFLUÊNCIA DA ALUMINA NO ÍNDICE DE
DEGRADAÇÃO SOB REDUÇÃO DO SÍNTER DE MINÉRIO
DE FERRO
Maxwel Maximiano
Rio de Janeiro
2011
MAXWEL MAXIMIANO
Aluno do Curso de Tecnologia em Processos Metalúrgicos
Matrícula 0723800010
ESTUDO DA INFLUÊNCIA DA ALUMINA NO ÍNDICE DE
DEGRADAÇÃO SOB REDUÇÃO DO SÍNTER DE MINÉRIO
DE FERRO
Trabalho de Conclusão de Curso, TCC, apresentado
ao Curso de Graduação em Processos Metalúrgicos,
da UEZO como parte dos requisitos para a obtenção
do grau de Tecnólogo em Processos Metalúrgicos, sob
a orientação do Prof. Engo. Antônio Carlos de Araújo.
Rio de Janeiro
2011
ii
ESTUDO DA INFLUÊNCIA DA ALUMINA NO ÍNDICE DE
DEGRADAÇÃO SOB REDUÇÃO DO SÍNTER DE MINÉRIO
DE FERRO
Elaborado por Maxwel Maximiano
Aluno do Curso de Tecnologia em Processos Metalúrgicos da UEZO
RIO DE JANEIRO, RJ – BRASIL
DEZEMBRO DE 2011
iii
A Lógica De!
Conta certa lenda,
que estavam duas crianças patinando num lago congelado.
Era uma tarde nublada e fria,
e as crianças brincavam despreocupadas.
De repente, o gelo quebrou e uma delas caiu,
ficando presa na fenda que se formou.
A outra, vendo seu amiguinho preso,
e se congelando, tirou um dos patins e
começou a golpear o gelo com todas as suas forças,
conseguindo por fim, quebrá-lo e libertar o amigo.
Quando os bombeiros chegaram e
viram o que havia acontecido, perguntaram ao menino:
- Como você conseguiu fazer isso?
É impossível que tenha conseguido quebrar o gelo,
sendo tão pequeno e com mãos tão frágeis!
Nesse instante,
um ancião que passava pelo local, comentou:
- Eu sei como ele conseguiu.
Todos perguntaram:
- Pode nos dizer como?
- É simples: - respondeu o velho.
- Não havia ninguém ao seu redor
para lhe dizer que não seria capaz.
Albert Einstein
iv
À UEZO – Centro Universitário Estadual da Zona Oeste.
A Deus por tudo que acontece em minha vida
sempre me ensinando e orientando-me qual a direção correta,
amparando-me e fortalecendo para superar os obstáculo e adversidade que deparo
e oportunidade para ajudar ao próximo doando um pouco de mim e sabedoria para
aprimorar meus conhecimentos através do outro.
Especialmente a minha mãe ,que não está mais presente em meu convívio,
mas com certeza foi uma pessoa muito importante
por minha caminhada ao longo de minha vida e
com certeza se não fosse o seu empenho não teria condições
de levantar-me de cada queda que sofro.
A minha família (esposa, filha, pai) que me incentivaram
em todos os momentos difíceis, apoiando-me sempre que possível.
Aos meus amigos de trabalho que foram imprescindíveis para a realização deste trabalho,
Aos meus orientadores pela paciência, dedicação, profissionalismo e tolerância na
orientação deste trabalho.
A todos os mestres, amigos e pessoas que me ajudaram
de alguma forma a superar os degraus
desta caminhada, tornando possível
o alcance ao meu objetivo por hora,
meus sinceros agradecimentos.
v
RESUMO
O objetivo do presente trabalho é estudar a influência da alumina (Al2O3) no
índice de degradação sob redução (RDI) do sínter de minério de ferro, que é usado
na alimentação do alto-forno.
Durante a operação de ferro gusa nos altos-fornos, um dos fatores principais
para seu bom desempenho consiste na permeabilidade adequada da carga
descendente em contra corrente à ascensão dos gases redutores. A produção de
finos gerada durante a redução dos minérios de ferro está relacionado diretamente à
degradação sob redução que ocorre durante esta etapa. Quando a degradação é
acentuada em atmosferas de baixo potencial redutor e baixas temperaturas
(condições muito comuns nas regiões superiores dos Altos-Fornos), a
permeabilidade da carga é reduzida comprometendo a operação do reator.
Em sua descida ao longo do alto-forno, a carga vai elevando sua
temperatura gradativamente até que começam as reações de redução do minério.
3Fe2O3 + CO ----- 2Fe3O4 + CO2
Fe3O4 + CO ----- 3FeO + CO2
FeO + CO ---- Fe + CO2
A primeira reação de redução começa por volta de 400 ºC, quando a
hematita (Fe2O3) inicia sua transformação em magnetita (Fe3O4). Como a hematita
e magnetita possuem estruturas cristalinas diferentes, nessa transformação há
aumento de volume do minério e a fragilização de sua estrutura que pode se
desintegrar em maior ou menor grau, gerando uma quantidade de finos maior que a
desejada, esse fenômeno é conhecido como degradação sob redução.
Os ensaios de degradação a baixa temperatura visam mensurar a quantidade
de finos gerados quando materiais ferrosos são submetidos às ações de
vi
tamboramento (suscetíveis choques da carga metálica entre si e com a parede do
alto-forno na descida no interior do alto-forno) e redução, em atmosferas de baixo
potencial redutor. O desenvolvimento deste estudo tem a finalidade otimizar o
processo de sinterização, visando produzir um sínter de melhor qualidade, para
obtenção de resultados satisfatórios nos altos fornos.
De acordo com os ensaios realizados foi possível observar que a alumina
exerce influência direta no índice de degradação sob redução no sínter de minério de
ferro, pois, quando o teor de alumina no sínter aumenta, aumenta também a geração
de finos produzidos nessa etapa do processo de redução sob degradação do sínter de
minério de ferro no alto-forno. Logo se torna necessário uma atenção especial neste
constituinte do sínter de minério de ferro.
Palavras-chave: Alto-Forno, índice de degradação sob redução, alumina e
sínter de minério de ferro.
vii
LISTA DE FIGURAS
Figura 1. Corpo do alto-forno.............................................................................................09
Figura 2. Zonas internas do alto-forno...............................................................................11
Figura 3. Zona coesiva do alto-forno.................................................................................13
Figura 4. Força impulsora de um alto-forno......................................................................14
Figura 5. Perfil de temperatura num alto-forno.................................................................16
Figura 6. O alto-forno como um reator de contra-corrente................................................16
Figura 7. Fluxo de gás de um alto-forno............................................................................18
Figura 8. Apresentação de redução de óxidos de ferro e óxidos de ferro..........................20
Figura 9. Lay-out do processo de sinterização...................................................................22
Figura 10. Corte Longitudinal no leito de sinterização ......................................................26
Figura 11. Corte transversal e perfil térmico de um leito de sinterização...........................26
Figura 12. Esboço de uma bateria de fornos de uma coqueria............................................31
Figura 13. Esquema de um forno e seus principais acessórios............................................31
Figura 14. Esquema mostrando o deslocamento da camada plástica durante a formação do
coque....................................................................................................................................33
Figura 15. Esboço de um descarregamento do coque incandescente..................................33
Figura 16. Esquema de uma torre de apagamento a úmido.................................................34
Figura 17. Principais subprodutos obtidos no processo de coqueifação..............................35
Figura 18. Estufa de secagem...............................................................................................36
Figura 19. Peneirador vibratório quadrado..........................................................................37
Figura 20. Divisor quarteado tipo RIFFLES.......................................................................37
Figura 21. Espectro de energia de um átomo .....................................................................39
Figura 22. Panela de moagem para pulverização da amostra .............................................39
Figura 23. moinho pulverizador...........................................................................................40
Figura 24. Máquina de fusão de pastilhas, cadinhos e moldes de platina............................40
Figura 25. Cassete e pastilha fundida ..................................................................................41
viii
Figura 26. Espectrômetro de fluorescência de RX ..............................................................41
Figura 27. Tubo de redução (retorta) ...................................................................................42
Figura 28. Forno para ensaio de degradação sob redução ...................................................42
Figura 29. Tambor para tamboramento do sínter de minério de ferro após ensaio de
degradação sob redução.......................................................................................................43
Figura 30. Jogo de peneiras..................................................................................................43
Figura 31. Tabela comparativa entre o teor de finos retidos na peneira de 3,15 mm após o
ensaio de desintegração sob redução e o teor de alumina ...................................................45
Figura 32. Gráfico comparativo entre o teor de finos retidos na peneira de 3.15 mm após o
ensaio de desintegração sob redução e o teor de alumina do sínter de minério de ferro.....45
ix
SUMÁRIO
RESUMO.............................................................................................................................v
LISTA DE FIGURAS.......................................................................................................vii
1. INTRODUÇÃO...............................................................................................................1
2. REVISÃO BIBLIOGRÁFICA........................................................................................2
2.1. História da Siderurgia........................................................................................2
2.1.1. História da Siderurgia no Mundo........................................................2
2.1.2. História da Siderurgia no Brasil..........................................................4
2.2. O minério de ferro..............................................................................................7
2.3. O Alto-Forno......................................................................................................8
2.3.1. O corpo Principal do Alto-Forno........................................................9
2.3.2. Descrição das zonas internas do alto-forno........................................11
2.3.3. Descrição do Processo........................................................................13
2.3.4. A geração de gás e a permeabilidade da carga .................................16
2.4. Sinterização.......................................................................................................21
2.4.1. O processo de sinterização ................................................................21
2.4.2. Os mecanismos da sinterização..........................................................24
2.5. Coqueria............................................................................................................28
2.5.1. Enfornamento.....................................................................................30
2.5.2. Aquecimento e coqueificação.............................................................32
2.5.3. Desenfornamento................................................................................33
2.5.4. Apagamento........................................................................................34
2.5.5. Tratamento de gases gerados na coqueificação..................................34
3. MÉTODOS E ENSAIOS.................................................................................................35
3.1. Preparo da amostra............................................................................................36
3.2. Determinação do teor de alumina em sínter de minério de ferro......................38
3.2.1. Pulverização da amostra.....................................................................39
x
3,2,2 Preparação da pastilha fundida............................................................40
3.2.3 Análise da pastilha fundida.................................................................41
3.3. Ensaio de índice de degradação sob redução.....................................................41
4. RESULTADOS ...............................................................................................................44
5. CONCLUSÕES...............................................................................................................45
6. REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS............................................................................46
1. INTRODUÇÃO
O sínter de minério de ferro compõe a maior parte da composição da carga metálica
utilizada no alto-forno, devido a este fato, é de suma importância o controle de qualidade
deste material, pois, um sínter de minério de ferro de má qualidade pode interferir na
qualidade do ferro gusa, na quantidade de escória, no consumo de coque e na produção de
finos durante o processo de redução, interferindo na eficiência do alto-forno.
Durante a operação dos Altos Fornos, um dos fatores principais para sua boa
desempenho consiste na permeabilidade adequada da carga descendente, em contra
corrente à ascensão dos gases redutores (MARQUES, 2005).
Um dos fenômenos intrínsecos à redução dos minérios de ferro está relacionado à
desintegração durante o processo de remoção do oxigênio. Quando essa desintegração é
acentuada em atmosferas de baixo potencial redutor e baixas temperaturas (condições
muito comuns nas regiões superiores dos Altos Fornos), a permeabilidade da carga é
reduzida comprometendo a operação do reator (MARQUES, 2005).
Os ensaios de desintegração a baixa temperatura visam mensurar a quantidade de
finos gerados quando a carga metálica é submetida às ações de tamboramento, choque e
redução, em atmosferas de baixo potencial redutor. O ensaio que determina o índice de
degradação a redução é denominado “Índice de Degradação à Redução (RDI)”
(MARQUES, 2005), este ensaio consiste em reduzir o sínter de minério de ferro.
O sínter de minério de ferro é produzido na usina siderúrgica, em um setor
denominado sinterização, neste setor as matérias-primas são misturadas e aquecidas até a
formação do sínter.
2
2. REVISÃO BIBLIOGRÁFICA
2.1. HISTÓRIA DA SIDERURGIA
2.1.1. História da siderurgia no mundo
Há cerca de 4.500 anos, o ferro metálico usado pelo homem era encontrado “in
natura” em meteoritos recolhidos pelas tribos nômades nos desertos da Ásia Menor.
Também existem indícios da ocorrência e do emprego desse material metálico em regiões
como, por exemplo, a Groenlândia. Por sua beleza, ductilidade e por ser de difícil
obtenção, era considerado um metal precioso que se destinava, principalmente, ao adorno
(http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
O uso do ferro nesse período sempre foi algo acidental, embora raras, algumas
vezes o material também era encontrado em seu estado nativo - caso de alguns meteoritos
(corpos rochosos compostos por muitos minérios, inclusive ferro, que circulam no espaço e
caem naturalmente no planeta Terra). Como chegavam pelo espaço, muitos povos
consideravam o ferro como uma dádiva dos deuses (http://iabr.org.br/site/portugues/aco,
2011).
Aos poucos, o ferro passou a ser usado com mais frequência, a partir do momento
em que se descobriu como extraí-lo de seu minério. Do primeiro milênio da era cristã em
diante, o ferro difundiu-se por toda bacia do Mediterrâneo
(http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
A forja catalã (considerada o embrião dos altos-fornos utilizados na atualidade ),
apareceu na Espanha, logo após a queda do Império Romano, e foi utilizada durante toda a
Idade Média. O processo de forja era feito com uma lareira de pedra e foles manuais que
inflavam ar, o que aumentava a temperatura e a quantidade de ferro produzido. Tempos
depois, surgiram os foles mecânicos acionados por servos ou por cavalos. No século XII,
as rodas d'água começaram a ser usadas. Com temperaturas maiores na forja, foi possível
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obter ferro em estado líquido, e não mais em estado pastoso
(http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
Em torno de 1444, o minério de ferro passou a ser fundido em altos-fornos,
processo que é usado até hoje. As temperaturas atingidas nesses fornos eram ainda
maiores, o que permitia a maior absorção de carbono do carvão vegetal. Isso tornava o
ferro e as ligas de aço mais duros e resistentes. Na ocasião, a produção diária do forno era
de cerca de 1500 kg (http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
A Revolução Industrial iniciada na Inglaterra, no final do século XVIII, tornaria a
produção de ferro ainda mais importante para a humanidade. Nesse período, as
comunidades agrária e rural começavam a perder força para as sociedades urbanas e
mecanizadas (http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
A grande mudança só ocorreu, porém, em 1856, quando se descobriu como
produzir aço. Isso porque o aço é mais resistente que o ferro fundido e pode ser produzido
em grandes quantidades, servindo de matéria-prima para muitas indústrias
(http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
Com o avanço tecnológico dos fornos e a crescente demanda por produtos feitos de
ferro e aço, as indústrias siderúrgicas aumentavam a produção. Isso gerava problemas,
devido aos gases poluentes liberados na atmosfera pela queima de carvão vegetal. Em
meados do século XIX, a produção diária de um alto-forno chegava a cerca de três
toneladas, o que elevava ainda mais o consumo de carvão vegetal
(http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
A partir do século XX, as siderúrgicas foram aumentando os investimentos em
tecnologia de forma a reduzir o impacto da produção no meio ambiente, reforçar a
segurança dos funcionários e da comunidade, assim como produzir cada vez mais aço com
menos insumos e matérias-primas (http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
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O aço é hoje o produto mais reciclável e mais reciclado do mundo. Carros,
geladeiras, fogões, latas, barras e arames tornam-se sucatas, que alimentam os fornos das
usinas, produzindo novamente aço com a mesma qualidade
(http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
Além disso, as empresas siderúrgicas participam de acordos internacionais para
preservar o meio ambiente. Na década de 90, a Convenção Quadro das Nações Unidas
sobre Mudança do Clima estabeleceu a redução de emissão de gases de efeito estufa,
estabelecendo que os países devessem apresentar projetos na modalidade Mecanismo de
Desenvolvimento Limpo (MDL). Durante a Convenção de Estocolmo, em 2004, os países
se comprometeram a fazer um plano nacional de controle de Poluentes Orgânicos
Persistentes (POP´s). A siderurgia está comprometida com ambas as iniciativas, além de
outras no mesmo sentido (http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
2.1.2. História da siderurgia no Brasil
Quando as terras brasileiras foram descobertas, as práticas mercantilistas
imperavam na Europa. Os portugueses chegaram ao Brasil com a esperança da extração de
metais como ouro, prata e bronze. No entanto, nenhum tipo de metal, nem mesmo ferro, foi
encontrado em um primeiro momento. Os poucos ferreiros que vieram para o Brasil
utilizavam o ferro originário da Europa para produzir os instrumentos usados na lavoura
(http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
Quem primeiro trabalhou na redução desse minério de ferro foi Afonso Sardinha.
Em 1587, ele descobriu magnetita na atual região de Sorocaba, no interior de São Paulo, e
iniciou a produção de ferro a partir da redução do minério. É a primeira fábrica de ferro
que se tem notícia no Brasil (http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
Foi a descoberta de ouro no atual Estado de Minas Gerais que desencadeou um
novo estímulo à siderurgia. Fundições foram abertas para a construção de implementos de
ferro utilizados no trabalho das minas (http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
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Em 1815, ficou pronta a usina do Morro do Pilar, em Minas Gerais. Em 1818, a
fábrica de Ipanema, nos arredores de Sorocaba, começa a produzir ferro forjado. Outras
indústrias foram abertas em Congonhas do Campo, Caeté e São Miguel de Piracicaba,
todas em Minas Gerais. Antes da abertura das fábricas locais, o ferro era exclusivamente
importado de países europeus, especialmente da Suécia, da Alemanha e da Espanha
(http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
Após esse início de século XIX promissor, houve um declínio na produção de ferro.
A competição com os produtos importados da Inglaterra (que eram favorecidos com uma
diminuição no imposto de importação) era desigual e travava o desenvolvimento da
siderurgia brasileira. Mesmo assim, um marco importante para o posterior progresso da
siderurgia brasileira data desse período: a fundação, em 1876, da Escola de Minas de Ouro
Preto, que formaria engenheiros de minas, metalurgistas e geólogos
(http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
As primeiras décadas do século XX foram de avanços para a siderurgia brasileira,
impulsionados pelo surto industrial verificado entre 1917 e 1930. O mais importante foi a
criação, na cidade de Sabará (MG), da Companhia Siderúrgica Mineira. Em 1921, a
CSBM-Cia. Siderúrgica Belgo-Mineira foi criada como resultado da associação da
Companhia Siderúrgica Mineira com o consórcio industrial belgo-luxemburguês
ARBED - Aciéres Réunies de Bubach-Eich-dudelange que, em 1922, associou-se a
capitais belgas e se transformou na Companhia Siderúrgica Belgo-Mineira
(http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
A década de 30 registrou um grande aumento na produção siderúrgica nacional,
principalmente incentivada pelo crescimento da Belgo-Mineira que, em 1937, inaugurava a
usina de Monlevade, com capacidade inicial de 50 mil toneladas anuais de lingotes de aço.
Ainda em 1937, são constituídas a companhia siderúrgica de Barra Mansa e a Companhia
Metalúrgica de Barbará. Apesar disso, o Brasil continuava muito dependente de aços
importados (http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
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Em 1946, no município de Volta Redonda (RJ), foi inaugurada a Companhia
Siderúrgica Nacional (CSN), que começou a produzir coque metalúrgico. No mesmo ano,
foram ativados os altos-fornos e a aciaria. As laminações entraram em atividade em 1948 e
marcaram o início da autonomia brasileira na produção de ferro e aço. Erguida com
financiamentos americanos e fundos do Governo, a gigante estatal do setor nascia para
preencher um vazio econômico (http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
Em 1973, foi inaugurada no País a primeira usina integrada produtora de aço que
utiliza o processo de redução direta de minérios de ferro a base de gás natural, a Usina
Siderúrgica da Bahia (Usiba). No mesmo ano foi criada a Siderurgia Brasileira S.A
(Siderbrás). Dez anos depois, entrou em operação, em Vitória (ES), a Companhia
Siderúrgica de Tubarão (CST). Em 1986, foi a vez de a Açominas começar a funcionar em
operação em Ouro Branco (MG) (http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
O parque siderúrgico nacional iniciou a década de 90 contando com 43 empresas
estatais e privadas, cinco delas integradas a coque, nove a carvão vegetal, duas integradas a
redução direta e 27 semi-integradas, além de produtores independentes de ferro-gusa e
carvão vegetal, que somavam cerca de 120 altos-fornos. A instalação dessas unidades
produtoras se concentrou principalmente no Estado de Minas Gerais e no eixo Rio-São
Paulo, devido à proximidade de regiões ricas em matérias-primas empregadas na
fabricação do aço, ou de locais com grande potencial de consumo
(http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
Entre 1994 e 2007, as empresas siderúrgicas investiram US$ 21,5 bilhões, dando
prioridade para a modernização e atualização tecnológica das usinas, alcançando uma
capacidade instalada de 41 milhões de toneladas (http://iabr.org.br/site/portugues/aco,
2011).
O parque siderúrgico brasileiro compõe-se hoje de 27 usinas, administradas por
oito grupos empresariais. São eles: ArcelorMittal Brasil, Gerdau, CSN, Usiminas,
SINOBRAS, V&M do Brasil, Villares Metals e Votorantim Siderurgia
(http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
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O parque produtor é relativamente novo e passa por um processo de atualização
tecnológica constante. Está apto a entregar ao mercado qualquer tipo de produto
siderúrgico, desde que sua produção se justifique economicamente
(http://iabr.org.br/site/portugues/aco, 2011).
2.2. O MINÉRIO DE FERRO
A evolução da tecnologia da indústria do aço, nas últimas décadas, fez com que os
diversos tipos de minérios apresentem qualidades químicas e físicas específicas, os quais
são processados nas indústrias de aço modernas (TAKEHARA, 2004).
Atualmente, no sentido de otimizar os processos siderúrgicos, grandes esforços
têm-se voltado à engenharia e aos conhecimentos científicos, desenvolvidos e aplicados na
indústria siderúrgica. Este fato gerou uma necessidade global de se conhecer melhor os
tipos de minério de ferro existentes e os seus desempenhos metalúrgicos (TAKEHARA,
2004).
A utilização do minério de ferro inicia-se desde o conhecimento do depósito de
minério até a obtenção do ferro metálico (ferro-gusa e/ou ferro-esponja). Assim demonstra
a necessidade de um envolvimento maior dos conhecimentos geológicos, de mineração e
metalúrgicos (TAKEHARA, 2004).
A busca deste conhecimento deve envolver uma caracterização geológica mais
detalhada; associada e correlacionada com as características metalúrgicas do minério de
ferro. Isso pode gerar a necessidade ou não de uma adequação no processo de tratamento
do minério, para levar ao aumento da eficiência do sistema minério - tratamento -
siderurgia. A integração dessas três áreas conduzirá a uma maior produtividade e a um
menor custo operacional para cada área envolvida (TAKEHARA, 2004).
A composição da carga metálica utilizada, nos grandes altos-fornos brasileiros
atuais, é composta de 80 % do produto sínter e o restante composto por granulados e/ou
8
pellets. Devido a isso, a caracterização do sínter e o conhecimento dos parâmetros
envolvidos no processo de sinterização cresceram de importância (TAKEHARA, 2004).
As características metalúrgicas utilizadas, atualmente, na escolha dos minérios de
ferro, têm-se mostrado insuficientes para obtenção de sínter com a qualidade adequada
para uso em altos-fornos isto porque, em algumas siderúrgicas, o minério de uma mesma
jazida ou mesma carga de minério (que pode conter minérios de uma ou mais jazidas de
ferro), com características metalúrgicas e processo de sinterizações iguais, produz sínteres
de qualidades diferentes (TAKEHARA, 2004).
Os fatos demonstram que outros fatores, além das características metalúrgicas,
devem influenciar na qualidade do sínter produzido, e que, provavelmente, estão
relacionados às características mineralógicas, microestruturais e texturais do minério
(TAKEHARA, 2004).
Por outro lado, os diferentes minérios de ferro brasileiros, explorados
comercialmente, são considerados hematíticos e apresentam teores de ferro elevados e
quantidades pequenas de elementos deletérios; as granulometrias desses minérios são
separadas nas próprias minerações (TAKEHARA, 2004).
A grande variação desses minérios ocorre, principalmente, nos diferentes tipos e
formas dos cristais de hematita, que indicam diferentes condições para sua formação.
Dessa forma, um melhor entendimento do comportamento dos diferentes tipos de minérios
durante o processo de sinterização pode ser a chave para entender o processo de
transformação do minério de ferro, detalhando-se as várias etapas pela qual os minérios
passam desde a seleção do tipo de minério (sínter) até a obtenção do produto sínter final
(TAKEHARA, 2004).
2.3 O ALTO-FORNO
O processo de alto-forno domina o cenário mundial de produção de ferro-gusa
líquido para a produção de aço. Entretanto existem algumas desvantagens no processo do
9
alto-forno, principalmente, centradas na necessidade de unidades suplementares de
preparação de matérias-primas, como a coqueria e a sinterização, que implicam elevados
investimentos adicionais, além de alguns problemas ambientais. Isso abriu espaço para a
pesquisa e desenvolvimento de processos alternativos denominados genericamente de
“fusão redutora”. Apesar disso, devido à sua elevada eficiência energética, capacidade de
produção, evolução tecnológica e flexibilidade operacional, o alto-forno entra neste novo
século mais competitivo que nunca e novas unidades estão sendo construídas no Brasil e
no mundo (MOURÃO, 2007).
O alto-forno é um equipamento destinado a produzir ferro gusa em estado líquido a
uma temperatura em torno de 1500 ºC, com a qualidade e em quantidade necessária para o
bom andamento dos processos produtivos subsequentes. Para isso, o alto-forno utiliza
como matérias-primas básicas a carga metálica (sínter, pelotas e minério granulado) e o
combustível sólido (coque ou carvão vegetal), além de fundentes e injeções auxiliares de
gás natural e carvão pulverizado (MOURÃO, 2007).
2.3.1. O Corpo Principal do Alto-Forno
O corpo principal do alto-forno é composto da goela, cuba, ventre, rampa e
cadinho, assim definidos em função da geometria e da função de cada região, conforme
mostra a figura1(MOURÃO, 2007):
Figura 1 – Corpo do alto-forno (MOURÃO, 2007).
10
Goela: Parte cilíndrica superior de onde é feito o carregamento do alto-forno.
Nesta região, ficam posicionados os equipamentos de distribuição de carga, que
são detalhados posteriormente, e diversos sensores que medem o nível da carga,
o perfil da carga, a temperatura e a composição dos gases produzidos etc. O
nível normal da carga, medido por meio de uma sonda mecânica ou radar, fica
em torno de 1,0 m abaixo de um referencial denominado stockline. Sempre que
o nível da carga, no ponto de medição, desce e atinge este valor predefinido
uma nova batelada de carga, no ponto de medição, desce e atinge este valor.
Cuba: Compreende a maior parte volumétrica do alto-forno, sendo de formato
tronco-cônico, com a maior parte à necessidade de compensar o aumento de
volume da carga, devido à elevação da temperatura e em parte para possibilitar
uma descida de carga suave, sem a agregação de cascões de material
semifundido nas paredes.
Ventre: Parte cilíndrica de união entre a cuba e a rampa. É uma das partes mais
solicitadas do forno, devido à intensa oscilação de temperatura em função da
variação de posição da zona compreendida entre os pontos de amolecimento e
fusão da carga metálica, denominada de zona coesiva.
Rampa: Região de formato tronco-cônico, com maior diâmetro na parte
superior, e este formato ajuda a sustentação da carga e o gotejamento de gusa e
escória para cadinho, através dos interstícios das partículas de coque.
Cadinho: Região cilíndrica que compõe a parte inferior do alto-forno e que tem
como uma de suas finalidades armazenar, por tempo controlado, o gusa e a
escória produzidos. Na parte inferior do cadinho ficam as regiões denominadas
furo de gusa, onde são feitas perfurações periódicas para a drenagem do gusa e
da escória . Na parte superior do cadinho, ficam posicionadas as ventaneiras,
onde é feita a injeção do ar soprado e de combustíveis auxiliares.
11
2.3.2. Descrição das Zonas Internas do Alto-Forno
Com base em estudos de dissecação de altos-fornos realizados na década de 1970
no Japão, onde altos-fornos em operação foram congelados, além de sondagens com fornos
em operação e diversos outros estudos em vários países, cinco zonas internas principais
nos altos-fornos foram definidas conforme mostra esquematicamente a figura 2
(MOURÃO, 2007).
Figura 2: Zonas internas do alto-forno (MOURÃO, 2007).
As características principais de cada zona interna do alto-forno são destacadas a
seguir (MOURÃO, 2007).
Zona granular: Nesta zona, o minério e o coque mantém a sua configuração em
camadas, tais como foram carregados, ou seja, camadas alternadas de coque e
de minérios. Nesta região existem apenas duas fases (gases e sólidos), portanto,
a redução dos óxidos de ferro ocorre apenas no estado sólido.
12
Zona coesiva: É constituída de camadas de coque e camadas coesivas
alternadas. As camadas coesivas são formadas de massa semifundidas de
partículas de minério de ferro, praticamente impermeáveis ao fluxo gasoso, que
passa preferencialmente através das camadas de coque. A figura 3 mostra
esquematicamente as principais características da zona coesiva.
Zona de gotejamento: Esta região contém coque na forma sólida, em cujos
interstícios gotejam o gusa e a escória. Esta zona é dividida em duas subzonas:
a região de coque ativo e o “homem morto”. Durante a descida das gotas de
gusa para o cadinho, acontecem importantes reações que incorporam os
elementos de liga ao gusa.
Zona de combustão: É uma região parcialmente vazia em frente às ventaneiras,
devido à elevada energia cinética do sopro de ar quente. À medida que as
partículas de coque circulam, vão sendo queimadas, gerando o gás redutor e
energia.
Cadinho: É preenchido com coque granulado, por cujos interstícios se
depositam o gusa e a escória, que se separam em duas camadas por diferença de
densidade. No cadinho ainda ocorrem importantes reações entre as fases
metálicas e escorificadas, tal como a dessulfuração do gusa.
Observando a figura 3, nota-se que a disposição da carga em camadas
alternadas de coque e minérios ocorre até a zona coesiva. Nas temperaturas
reinantes a partir desta região somente o coque consegue se manter em estado
sólido. Portanto, na parte inferior do forno, ou seja, no cadinho e em parte da
rampa, a carga sólida é composta somente de coque e ele será consumido por
queima na zona de combustão ou tendo seu carbono absorvido pelo metal
líquido. Esta porção de coque se divide em duas zonas: a “zona do coque ativo”
que compreende a porção de coque que rola em direção as ventaneiras para ser
queimado, e a “zona de coque inativo”, também denominada “homem morto”,
cujo coque não rola em direção as ventaneiras e é consumido basicamente pela
13
incorporação de carbono ao gusa. O gusa e escória líquido ficam depositados no
cadinho ocupando os espaços intersticiais entre as partículas desta porção de
coque.
A zona coesiva do alto-forno situa-se na faixa de temperatura compreendida
entre o inicio de amolecimento e a fusão da carga metálica. O seu perfil depende da
distribuição de fluxo gasoso no interior do alto-forno, que, por sua vez, depende da
relação minério/coque ao longo do diâmetro do forno. A atuação na relação
minério/coque ao longo do diâmetro do forno constitui importante parâmetro
operacional do alto-forno, denominado de “distribuição da carga” (MOURÃO, 2007).
Figura 3: Zona coesiva do alto-forno (MOURÃO, 2007).
2.3.3. Descrição do Processo
A força impulsora do alto-forno está ilustrada na Figura 4. O alto forno é cheio com
camadas alternadas de coque e de carga contendo minério de ferro (GEERDES, 2004).
14
Figura 4: Força impulsora de um alto forno (GEERDES, 2004).
O jato de ar quente é soprado para dentro do alto forno via ventaneiras. A
ventaneira é uma peça–suporte de cobre refrigerada a água – 12 polegadas em
fornos menores, 40 em fornos maiores – através da qual o vento quente (até
1.200°C ou acima) é soprado para dentro do forno. O jato de ar quente queima
combustível (coque, assim como os combustíveis auxiliares injetados via
ventaneiras). Neste processo de queima, o oxigênio do vento é transformado em
monóxido de carbono (gás CO). O gás resultante possui uma alta temperatura
de chama (2.100 – 2.300°C). A combustão do combustível consome o coque na
frente das ventaneiras, criando vazios (lacunas).
O gás muito quente ascende pelo forno e, durante sua ascensão, ele:
Aquece o coque na região da rampa/ventre;
Causa a fusão do minério de ferro na carga, criando vazios;
Aquece o material na região da cuba do forno;
15
Remove parte do oxigênio da carga por reações químicas;
Em sua fusão, o minério de ferro produz metal quente e escória, o qual goteja
caindo pela zona de coque até alcançar o cadinho, de onde ele é removido
correndo por um furo de corrida. Na zona de gotejamento, o metal quente e a
escória consomem coque, criando vazios.
O alto forno pode ser considerado como um trocador de calor de contracorrente e
massa: o calor é transferido do gás para a carga, oxigênio da carga para o gás. O gás sobe
pelo forno, enquanto a carga e o coque descem pelo forno. O gás transfere calor para a
carga e simultaneamente o oxigênio é transferido da carga para o gás. A característica de
contra–corrente do processo o faz extremamente eficiente (GEERDES, 2004).
Um exemplo típico do perfil de temperatura no alto forno é mostrado na Figura 3. É
mostrado que a zona de amolecimento/fusão está localizada numa região em que as
temperaturas vão de 1.100 a 1.450°C. As diferenças de temperatura são grandes
(GEERDES, 2004).
No exemplo, os gradientes de temperatura são maiores na direção horizontal do que
na direção vertical(GEERDES, 2004).
Um exemplo típico do perfil de temperatura no alto forno é mostrado na Figura 5. É
mostrado que a zona de amolecimento/fusão está localizada numa região em que as
temperaturas vão de 1.100 a 1.450°C. As diferenças de temperatura são grandes. No
exemplo, os gradientes de temperatura são maiores na direção horizontal do que na direção
vertical(GEERDES, 2004).
16
Figura 5: Perfil de temperatura num alto forno (GEERDES, 2004).
2.3.4. A geração de gás e permeabilidade da carga
A carga se consiste de camadas alternadas de carga de minério (sínter, pelotas,
minério calibrado) e coque. A carga é carregada fria e úmida no topo do forno, ao passo
que nas ventaneiras o jato de ar quente queima o coque quente. Pela altura do forno (22 a
25 metros das ventaneiras a superfície da carga) a temperatura do gás cai de uma
temperatura de chama de 2.200°C para uma temperatura de gás de topo de 100 a
150°C(GEERDES, 2004).
Figura 6: O alto forno como um reator de contra corrente (GEERDES, 2004).
17
O processo começa com o jato de ar quente pelas ventaneiras, o que queima o
coque e carvão na zona de combustão (Figura 6). A queima do coque cria gás quente, o
qual é capaz de fundir a carga de minério. A queima do coque e a fusão da carga de
minério criam espaço dentro do forno, o qual é preenchido com a carga e coque sob
descida. A produção de um alto forno está diretamente correlacionada com a quantidade de
coque queimada na frente das ventaneiras, porque uma quantidade fixa de carga de minério
é carregada para cada tonelada de coque. Numa situação estacionária, o metal quente é
produzido assim que o coque é usado (GEERDES, 2004).
O oxigênio no vento quente irá queimar o coque convertendo em monóxido de
carbono (CO). Para cada molécula de oxigênio, são formadas 2 moléculas de monóxido de
carbono. O ar contém 21% de oxigênio. Se o vento quente for enriquecido com oxigênio,
para se chegar a um teor de 25% de oxigênio, então cada metro cúbico (m³) de oxigênio irá
reagir para 2 m³ de CO. Desta forma, se o vento quente tiver 75% de nitrogênio e 25% de
oxigênio, o gás na rampa se consistirá de 75%/ (75+2*25) = 60% de nitrogênio e 40 % gás
CO. Além disto, uma enorme quantidade de calor é gerada na zona de combustão, devido
ao fato do coque e o carvão (ou óleo, gás natural) serem queimados. O calor leva a uma
alta temperatura da chama, a qual fica normalmente em torno de 2.000 – 2.300°C. Uma
vez que esta temperatura é mais alta do que a temperatura de fusão do ferro e da escória, o
calor no gás quente pode ser usado para fundir a carga (GEERDES, 2004).
O gás quente sobe pelas camadas de minério e coque. Se houvesse apenas coque no
alto forno, a composição química do gás não mudaria, porém, o gás se esfriaria, devido ao
fato dele estar em contato com as camadas mais frias de coque na parte mais alta do forno.
Uma apresentação do gás fluindo por um alto forno carregado de coque é apresentada na
Figura 7. O fluxo de gás tem um caráter de fluxo de sustentação. Para o operador de alto
forno experiente, um forno carregado apenas com coque pode parecer um conceito teórico.
Todavia, em algumas situações práticas, como o acendimento inicial (blow–in) de um novo
forno ou ao tirar um forno de operação por um longo tempo (abafamento) o forno é quase
que completamente enchido com coque (GEERDES, 2004).
18
Figura 7: Fluxo de gás em alto-forno (GEERDES, 2004).
Na situação normal de operação, o forno é carregado com camadas alternadas de
coque e minério. Aproximadamente 35 - 45 camadas de minério estão presentes no coque.
É importante notar que a permeabilidade do coque é muito melhor que a permeabilidade do
minério. Ela é causada pelo fato de que o coque é muito mais grosso do que o sínter e
pelotas, e devido à fração de vazio dentro da camada de coque ser mais alta. Por exemplo,
o tamanho médio do coque num alto forno é tipicamente de 45–50 mm, ao passo que o
tamanho médio do sínter é de 14 a 20 mm e das pelotas de 10 a 12 mm(GEERDES, 2004).
Consequentemente, as camadas da carga determinam como o gás flui pelo forno,
enquanto que as camadas de coque funcionam como distribuidores de gás (GEERDES,
2004).
Primeiro: o calor acima de uma temperatura de aproximadamente 1.400°C – que é a
temperatura de fusão da escória – é transferido para as camadas da carga e de coque,
fundindo a carga de minério. O mesmo se aplica para o calor acima de um nível de
temperatura de 1.100°C, porém, a carga não se funde por completo, e sim, amolece e os
constituintes grudam uns aos outros. Na zona de amolecimento e fusão o oxigênio restante
é removido da carga. Tipicamente, para cada átomo de ferro existem 0,5 átomos de
19
oxigênio de resto. O oxigênio reage com o coque e geram monóxido de carbono adicional.
Esta é a denominada reação de redução direta, a qual ocorre somente na parte mais baixa
do forno (GEERDES, 2004).
O gás agora se esfriou para aproximadamente 1.100°C, sendo que gás adicional foi
gerado. Uma vez que a reação de redução direta custa muita energia, a eficiência do forno
depende em muito da quantidade de oxigênio removido dos materiais da carga antes de
alcançar esta temperatura de 1.100°C. Em resumo (GEERDES, 2004):
• O calor é transferido do gás para a carga, a qual se funde (>1.400°C) ou se
amolece (>1.100°C).
• O oxigênio residual na carga é removido pela reação com o coque e CO adicional
é gerado. Isto é conhecido como reação de redução direta.
Ao se esfriar ainda mais, o gás é capaz de remover oxigênio do material da carga,
ao passo que produz dióxido de carbono (CO2). Quanto mais oxigênio é removido, mais
eficiente é o forno. Abaixo de temperaturas de 1.100°C, o calor é transferido do gás para a
carga e ocorre o seguinte (GEERDES, 2004):
O gás é gerado a partir do gás CO, enquanto a quantidade de oxigênio é
reduzida. Desta forma, ela é chamada de reação de redução de gás. Nenhum gás
adicional é gerado. Na literatura técnica, ela às vezes é chamada de “redução
indireta” ao contrário da “redução direta”.
Uma reação similar ocorre com o hidrogênio. O hidrogênio pode remover
oxigênio da carga formando água (H2O).
Na parte mais alta do forno, a umidade na carga e no coque é evaporada e
eliminada da carga antes que as reações químicas ocorram. Se nós seguirmos a carga e o
coque em seus percursos descendentes, a carga e o coque são gradualmente aquecidos.
Primeiramente a umidade se evapora e à aproximadamente 500°C, a remoção do oxigênio
20
é iniciada. Um esquema simplificado da remoção de oxigênio da carga é mostrado na
Figura 8(GEERDES, 2004).
.
Figura 8: Apresentação da redução de óxidos de ferro e temperatura (GEERDES, 2004).
O primeiro passo é a redução da chamada hematita (Fe2O3) para magnetita (Fe3O4).
A reação de redução gera energia, assim, ela ajuda aumentar a temperatura da carga. Além
disto, a reação de redução cria tensão na estrutura cristalina do material da carga e a
estrutura cristalina poderá quebrar em partículas menores. A propriedade é chamada de
degradação em baixa temperatura. Mais embaixo no forno, a temperatura da carga aumenta
gradualmente até que a carga comece a se amolecer e fundir na zona coesiva. O ferro e a
escória sob fusão são coletados no cadinho (GEERDES, 2004).
Muitos problemas em altos fornos são consequência das camadas de minério
deficientemente permeáveis. Assim, a permeabilidade das camadas de minério sobre o
diâmetro do forno é uma questão de grande relevância. A permeabilidade da camada de
minério é, em muito, determinada pela quantidade de finos (< 5 mm) na camada. A grande
parte dos finos vem do sínter, se carregada no forno (GEERDES, 2004).
O problema com a quantidade de finos no forno é que os finos tendem a se
concentrar nos anéis do forno. Os finos são carregados no forno e concentrados no ponto
21
de impacto onde a carga é entrada, ou são gerados por redução–degradação de baixa
temperatura. Assim, é importante peneirar adequadamente os materiais da carga,
normalmente com peneiras de 5 ou 6 mm na casa dos silos, e controlar as características da
redução–degradação de baixa temperatura da carga (GEERDES, 2004).
2.4. SINTERIZAÇÃO
O uso de sínter autofundente, com propriedades físico-químicas e metalúrgicas
definidas, contribui para seu aumento de produtividade, diminuindo, consideravelmente, o
consumo de coque e melhorando a qualidade do gusa (MARQUES, 2005).
Os processos de aglomeração (sinterização; pelotização e briquetagem) objetivam
transformar os finos de matérias-primas em aglomerados que viabilizem a utilização em
processos metalúrgicos. Podem, também, ser utilizados para permitir manuseios. Os finos
podem ser gerados durante a extração, numa mina, de minério granulado (bitolado). Esses
finos podem ser gerados por cominuição, para permitir a concentração do minério, ou
deliberadamente cominuido para que seja passível de aglomeração (SOUZA, 2011).
Os processos de aglomeração surgiram primeiramente com o objetivo de aproveitar
a grande quantidade de finos que ficavam acumulados durante a produção de minérios
granulados ou para aproveitamento de minérios pobres em ferro que necessitavam de
concentração prévia. Os comportamentos mais eficientes dos aglomerados em relação aos
minérios bitolados, principalmente de redução em altos fornos, fizeram que os minérios
fossem deliberadamente cominuidos para se tornarem passíveis de aglomeração. Os
processos de aglomeração largamente utilizados na siderurgia são o de sinterização e o de
pelotização (SOUZA, 2011).
2.4.1. O Processo de Sinterização
A sinterização pode ser entendida como o fenômeno em que duas ou mais
partículas sólidas se ligam pelo efeito do aquecimento à temperatura em que ocorre um
inicio de fusão (SOUZA, 2011).
22
A sinterização consiste essencialmente em, após misturar e homogeneizar, um
conjunto de matérias primas com uma umidade adequada e certo teor de combustíveis,
submeter à mistura a uma semifusão redutora-oxidante a temperaturas da ordem de 1.250 a
1.350ºC – o produto resultante é denominado sínter (SOUZA, 2011).
O sínter é, portanto, o produto da aglomeração de minérios de ferro a outras
matérias primas complementares, pelo processo de sinterização, com a finalidade de ser
consumido no Alto-Forno. Deve assim possuir as seguintes características (SOUZA,
2011):
Alta resistência mecânica à abrasão / queda;
Alta porosidade e redutibilidade;
Granulometria e composição química constante ou controlada;
Deve ser livre de elementos químicos indesejáveis nos altos fornos;
Seu custo de fabricação deve ser o mais baixo possível.
O esquema “input/output” mostrado na figura 9 representa da maneira mais simples
possível, o processo de sinterização (SOUZA, 2011).
Figura 9: Lay-out do processo de sinterização(SOUZA, 2011).
23
Os sínters podem ser classificados genericamente em (SOUZA, 2011):
Não Auto Fundentes: quando são provenientes de um minério hematítico ou
magnético, com a parte estéril ácida (SíO2, Al2O3) e ao qual não se acrescenta
nenhuma base (CaO ou MgO).
Auto Fundentes: os minérios de ferro poderão ser os mesmos, porém há o
acréscimo de fundentes para correção de composição química. Podem ser ácidos,
quando a relação CaO/SiO2 for inferior a "1" ou básicos quando superior.
No inicio do processo industrial de sinterização o objetivo era o aproveitamento
dos finos de minérios de ferro gerados na própria mina ou nas instalações de tratamento
mecânico, e também, dos rejeitos industriais (pós, resíduos sólidos finos etc.) de maneira a
transformá-los em material de granulometria maior que pudesse ser utilizados nos altos
fornos (SOUZA, 2011).
O sínter produzido somente com minério de ferro era de baixa redutibilidade
porque continha muita faialita, oriunda da sílica da ganga de minérios. As adições de
fundentes, principalmente calcário e quartzo, eram feitas diretamente no alto forno,
trazendo como inconveniente um aumento no consumo de combustível, tanto pela
deficiência de redutibilidade da carga metálica quanto pela calcinação do calcário dentro
do alto-forno, devido à custa de um combustível mais caro (SOUZA, 2011).
Assim, o processo de sinterização evoluiu no sentido de se produzir um sínter que
já contivesse todos os fundentes necessários no alto-forno. Surgiu então, na década de 50,
o sínter auto-fundente, que possui maior redutibilidade, contribuindo para reduzir o
consumo especifico de combustível no alto-forno (SOUZA, 2011).
Essa preocupação de redução de energia também se estendeu à sinterização
buscando-se, ao final da década de 70, a obtenção de teores mais baixos de FeO, no sínter
chamado heterogêneo, diminuindo a parte fundida, mantendo o núcleo, e propiciando
redução no consumo de energia e elevação da redutibilidade (SOUZA, 2011).
24
Todos esses aspectos de qualidade química e física do sínter também se fazem
necessários, mesmo para elevadas produções na sinterização visando suprir os altos fornos,
cujas capacidades foram aumentadas gradativamente até 10.000 t/dia de gusa (SOUZA,
2011).
O processo de sinterização consiste em submeter à mistura a sinterizar a uma
operação de fusão parcial redutora-oxidante, a uma temperatura entre 1.250 e
1.350ºC(SOUZA, 2011).
Basicamente, os minérios de ferro, fundentes, adições, sínter retorno e combustível
sólido, convenientemente dosados e devidamente umidificados (a umidade é importante
para controlar a permeabilidade da camada e para dar à mistura certa resistência mecânica)
são misturados em equipamentos adequados (misturadores) e carregados na unidade de
produção denominadas esteiras contínuas (SOUZA, 2011).
O calor gerado em um forno sobre o leito promove a queima de combustível da
superfície e o ar succionado por um sistema de exaustão passa a queimar todo o
combustível disseminado na mistura. A frente de combustão progride até o fundo do leito,
pelo fluxo de ar succionado, e os gases quentes gerados promovem a vaporização da água,
decomposição dos carbonatos e hidratos (calcário, dolomita, serpentinito, etc.), a redução
parcial do minério de ferro e provoca a fusão parcial das partículas que permanecem
ligadas por uma matriz de escoria formada. A continuidade da sucção do ar permite o
resfriamento do bolo, obtendo-se, assim, um aglomerado de minério de ferro denominado
sínter (SOUZA, 2011).
Após o resfriamento final e classificação granulométrica conveniente, o sínter é
considerado produto para o alto forno, e será consumido em proporções adequadas em sua
carga metálica (SOUZA, 2011).
2.4.2. Os Mecanismos de Sinterização
O mecanismo de sinterização de minérios de ferro é determinado pelo
desenvolvimento de dois fenômenos distintos (SOUZA, 2011):
25
O fenômeno físico de transferência de calor da camada superior para a camada do
leito de sinterização, proporcionada pela sucção forçada de ar, criando uma frente
térmica, cuja velocidade de propagação é proporcional à vazão de ar. Depende da
altura de camada, umidade e granulometria da mistura, condicionamento da
mistura, densidade de carregamento e intensidade de ignição, dentre outros;
O fenômeno químico de combustão do combustível contido na mistura a sinterizar
que, produzindo calor, gera uma frente de reações químicas, cuja evolução é função
da reatividade e da quantidade de combustível, da umidade e composição química
da mistura.
Esses dois fenômenos são inteiramente dependentes entre si, pois de um lado, o
combustível só entra em combustão, desencadeando o processo, após a mistura atingir
certa temperatura, determinada pela reatividade do próprio combustível. De outro lado, a
transferência de calor será função do nível de combustão alcançado (SOUZA, 2011).
Além disto, a existência simultânea dos dois fenômenos, transferência de calor e
reações químicas, resulta na formação de uma zona de reações termoquímicas no interior
do leito da mistura a sinterizar, gerando outras zonas com características diversas, cujos
desenvolvimentos resultam na formação do mecanismo global de aglomeração a quente
(SOUZA, 2011).
O fenômeno físico de Transferência de calor e o fenômeno Químico de combustão,
ocorrendo simultaneamente, definem as "zonas de sinterização" e assim todo o processo de
aglomeração dos minérios, fundentes e adições (SOUZA, 2011).
Acima da zona de combustão, o ar retira calor do sínter transportando-o para as
regiões inferiores. Na região de combustão ocorrem quase todas as reações do processo e a
temperatura local é superior a 1.200ºC. Os gases e sólidos em algumas frações de segundo
e de centímetros trocam entre si as funções de receptor e fornecedor de calor. Assim,
abaixo da "região de combustão", os gases superaquecidos, passam a fornecer calor para a
mistura a sinterizar, que se aquece bruscamente da temperatura ambiente até mais de
1.200ºC(SOUZA, 2011).
26
Para visualizar melhor o posicionamento das zonas de sinterização, as figuras 10 e
11, mostram respectivamente um corte longitudinal e outro transversal de um leito de
sinterização, que fica então dividido em (SOUZA, 2011):
Figura 10 - Corte Longitudinal no Leito de Sinterização (SOUZA, 2011).
Figura 11 - Corte Transversal e Perfil Térmico de um Leito de Sinterização(SOUZA,2011).
Zona Úmida - Compreendida na faixa térmica abaixo de 100ºC constitui a base do leito
de mistura a sinterizar, e tem como limite superior uma região "super úmida", ou seja,
saturada em água/vapor no contato com as zonas de maior temperatura;
27
Zona de Secagem ou Pré Aquecimento - Compreendida entre 100 e 500ºC, pouco
mais ou menos, onde ocorre inicialmente a vaporização da umidade da mistura e
posteriormente a desidratação dos hidróxidos. Estas reações ocorrem ambas
consumindo calor e contribuindo para o abaixamento térmico do ambiente
gás/mistura;
Zona de Reação ou Combustão - Compreende toda a região térmica no
aquecimento acima de 500ºC, quando se inicia a ignição do combustível,
propriamente dito, a cerca de 900ºC, até o inicio do resfriamento. As principais
reações são: ignição do combustível (exotérmica), decomposição dos carbonatos
(endotérmica), diversos reações na fase sólida, redução e reoxidação dos óxidos de
ferro, e finalmente as reações de formação do magma.
Zona de Resfriamento - Imediatamente após a zona de reação, inicia-se o
resfriamento e recristalização de todo o magma de sinter; devido às condições
especiais de fusão e resfriamento, a camada superficial (soft sinter) é mais frágil
que o restante do leito de sinter. Quando se observa a queda do sinter após a última
caixa de vento, a faixa ainda vermelha, que se chama comumente de "frente de
combustão” (frente de queima), compreende todas as zonas e partes de zonas que
estão acima de 900ºC aproximadamente.
Admitindo-se que a vazão de ar/gás através de uma máquina de sinterização
permaneça constante, a espessura da frente de combustão depende basicamente dos
seguintes fatores (SOUZA, 2011):
Permeabilidade da mistura a sinterizar, que determina a velocidade dos gases e
consequentemente a velocidade de deslocamento da frente térmica ou de
transferência de calor através do leito de sinterização; é função principalmente da
umidade, granulometria e micro aglomeração das partículas a sinterizar.
Reatividade e volume do combustível na mistura, que determinam o tempo da
reação de ignição e consequentemente de todas as reações químicas; a reatividade é
função da granulometria, teor de carbono fixo e características de produção do
combustível.
28
Quando a permeabilidade da mistura a sinterizar é muito alta, os gases passarão por
ela em alta velocidade e tenderão a trocar calor também muito rapidamente. Porém se a
reatividade do combustível é muito baixa ou o seu volume muito grande, as reações de
ignição e combustão se darão durante um tempo relativamente longo. Deste modo a frente
térmica ficará defasada da frente química, dificultando uma somatória de temperaturas e
com isto abaixando o nível térmico e a eficiência do processo. O efeito final é o mesmo,
quando a reatividade do combustível é muito alta, ou seu volume muito pequeno,
ocorrendo então em vez de um alargamento, um estreitamento excessivo da zona de
combustão, não havendo tempo para as reações do processo se desenvolver totalmente
(SOUZA, 2011).
Na situação oposta, em que a permeabilidade da mistura é muito baixa, os gases a
atravessarão com dificuldade, trocando calor lentamente. Neste caso, para que as frentes
térmicas e químicas se desenvolvam simultaneamente, è necessário que a granulometria do
combustível seja grosseira, ou sua quantidade seja elevada. De qualquer modo o processo
se desenvolverá lentamente, e a zona de combustão será bastante espessa. Se o volume do
combustível for pequeno, ou sua granulometria muito fina, a ignição e combustão se farão
mais rapidamente que o avanço da frente térmica, provocando uma queda no nível térmico
e no rendimento do processo (SOUZA, 2011).
Alguns constituintes do sínter de minério de ferro, identificados em análise
química, são característicos das matérias-primas utilizadas em sua composição. A alumina
está presente no minério de ferro(sínter feed), o cálcio no calcário, a sílica na areia de
quartzo e o magnésio na olivina.
2.5. COQUERIA
A qualidade do coque no cadinho é uma questão especial. Os líquidos têm que ser
vazados do cadinho e a permeabilidade do leito de coque tem que ser boa. Todavia, a taxa
de reação no cadinho é lenta, uma vez que o coque só é usado pelas reações de redução
direta e carbonização de ferro. Por conseguinte, o tempo de residência do coque no cadinho
é longo. A fração de vazios dentro do coque pode ser bem pequena. O desgaste do
29
refratário do cadinho pela exposição às correntes circunferentes de ferro ao longo da
parede do cadinho poderá ser afetado pela qualidade do coque: quanto menor a fração de
vazios, mais fortes serão as correntes circunferentes. Pensa-se que, o coque carregado no
centro do forno, é o coque que chega ao cadinho. Algumas empresas têm se empenhado
muito para carregar o coque grosso e forte no centro do alto forno, numa tentativa de se
manter uma boa permeabilidade do homem morto (GEERDES, 2004).
A reatividade do coque (C + CO2 2CO) é determinada pela temperatura na qual
o coque começa a reagir com o dióxido de carbono. A temperatura depende especialmente
da presença de catalisadores tal como o álcali (Na, K) e da composição das cinzas do
coque: quanto mais Fe na cinza do coque, maior a reatividade. Uma reatividade maior do
coque leva, em princípio, a uma taxa de coque maior no alto forno (GEERDES, 2004).
Coqueria é a unidade industrial que transforma mistura de carvões minerais em
coque. O coque metalúrgico é empregado nos altos fornos, onde pode atuar como
combustível, redutor, fornecedor de carbono ao gusa e permeabilizador da carga
(MACHADO, 2006).
No custo de produção do ferro gusa, a fatia do coque supera 40%, daí a importância
que lhe é conferi da na siderurgia, o ciclo operacional da coqueria pode ser resumido nas
seguintes fases a (MACHADO, 2006).
Preparação da mistura de carvões → Enfornamento Aquecimento →
desenfornamento → Apagamento → Preparação do coque → Tratamento das matérias
voláteis.
Os melhores carvões minerais usados na produção de coque metalúrgico são as
hulhas, que são constituídas de carbono fixo, matérias voláteis e cinzas. Para a produção de
um bom coque metalúrgico, deve ser preparado uma mistura de carvões com cerca de 25%
de matérias voláteis e abaixo de 8% de cinzas (MACHADO, 2006).
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O coque deve apresentar propriedades de alta resistência para evitar a degradação
dentro do forno, assim como conter alto teor de carbono (carbono fixo), apresentar baixa
reatividade (carboreatividade: reação com o CO2) e baixo teor de enxofre (< 1%)
(MOURÃO, 2007).
O coque metalúrgico é o produto de destilação de carvão mineral à temperatura de,
aproximadamente, 1100º C. Coqueificações feitas a temperaturas maiores ou por maior
tempo, a uma dada temperatura, conduzem a um produto de menor reatividade. Embora
haja uma disponibilidade enorme, principalmente, principalmente no hemisfério Norte,
nem todo carvão mineral apresenta propriedades de coqueifação, e que satisfaça às
composições químicas. O carvão mineral metalúrgico deve apresentar propriedade de,
durante o aquecimento, sem a presença de ar, tornar-se plástico, e à medida que vai
eliminando as matérias voláteis. Os com baixo teores tendem a inchar durante a formação
de fase plástica. Assim, são feitas misturas de carvões para que os voláteis estejam na faixa
de 23% a 35% (MOURÃO, 2007).
Os melhores carvões minerais usados na produção de coque metalúrgico são as
hulhas, que são constituídas de carbono fixo, matérias voláteis e cinzas. Para a produção de
um bom coque metalúrgico, deve ser preparado uma mistura de carvões com cerca de 25%
de matérias voláteis e abaixo de 8% de cinzas (MOURÃO, 2007).
2.5.1. Enfornamento
Uma bateria de fornos de coque com recuperação de subprodutos é constituída de
fornos verticais geralmente de 11 a 15 metros de comprimento, 3 a 7 metros de altura e 300
a 550 mm de largura. Suas paredes são construídas de tijolo refratário de sílica, de projeto
especial para evitar a passagem de gases (MACHADO, 2006).
Estes fornos são aquecidos por um gás, o qual é injetado em uma rede de dutos e
estes por sua vez, são conectados aos regeneradores, que alimentam dois fornos de
coqueificação adjacentes. Estes regeneradores são construídos de tijolos refratários de
sílica-aluminoso. Sua função é absorver calor dos gases queimados e, posteriormente, ao
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inverter o fluxo dos gases, eles servem para aquecer o ar que irá ser usado para combustão
(MACHADO, 2006).
O número de fornos numa bateria é bastante variado e pode chegar a ter 200 fornos,
cada forno tem portas removíveis para possibilitar a retirada do coque incandescente com o
uso da máquina desenfornadora (MACHADO, 2006).
O tempo de coqueifação de uma bateria varia de 45 a 48 horas, dependendo do tipo
de carvão e da capacidade da bateria, nas figuras 12 e 13 é possível visualizar o esboço de
uma bateria de coqueifação.
Figura 12 – Esboço de uma bateria de fornos de uma coqueria (MACHADO, 2006).
Figura 13 - Esquema de um forno e seus principais acessórios (MACHADO, 2006).
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Uma câmara de coqueificação mede 40 a 45 cm de largura por 4 a 7m de altura 7 a
15m de comprimento. No topo do forno, existem 3 a 5 furos por onde é feito carregamento
da mistura de carvões e uma abertura destinada ao recolhimento das matérias voláteis
(MACHADO, 2006).
2.5.2. Aquecimento e coqueificação
O aquecimento do carvão enfornado é indireto, pois, o calor é gerado nos dutos de
aquecimento distribuídos no interior das paredes que separam uma retorta da outra.
Durante a coqueificação a mistura de carvões é aquecida a 1100°C, numa câmara sem
circulação de ar, dotada de uma abertura superior, por onde saem as matérias voláteis, que
são recolhidas, pois, são de grande valor. Desta forma, a coqueificação consiste em
submeter uma mistura de carvões de características adequadas a uma destilação
(aquecimento em ausência de ar). Esta destilação provoca a liberação de gases e o
aparecimento de um resíduo sólido, poroso, infusível, basicamente constituído de carbono,
que é o coque (MACHADO, 2006).
Quando o carvão é carregado dentro da câmara (forno), o mesmo, entra em contato
com as duas paredes aquecidas e o calor é transmitido, por condução, para o centro da
carga. De cada parede surgem duas superfícies planas isotérmicas, que caminham para o
centro da carga. Até as isotermas de 300ºC, a mistura de carvões permanece sólida,
liberando somente vapor d’agua e poucos gases, entre 300 e 500ºC, a mistura amolece e
torna-se fluida devido à grande liberação de matéria volátil. O material situado entre estas
isotermas forma uma camada "envelope plástico", ocorrendo aí o primeiro estágio da
coqueificação, entre 500 e 900ºC, a mistura perde fluidez e as partículas se unem formando
o semicoque, no segundo estágio da coqueificação, transformam o semi-coque em um
material com apenas 1% de matéria volátil chamado coque (MACHADO, 2006).
A figura 14 apresenta a velocidade de avanço das isotermas no seu caminho desde a
parede dos fornos até o centro da carga e a coqueificação terminada com o encontro das
duas frentes plásticas (MACHADO, 2006).
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Figura 14 – Esquema mostrando o deslocamento da camada plástica durante a
formação do coque (MACHADO, 2006).
2.5.3. Desenfornamento
Quando não sai mais matéria volátil, então, o coque está pronto e deve ser
desenfornado. As portas são abertas e por uma delas é introduzido o êmbolo empurrador
(FIGURA 15), que empurra o coque para fora, pela outra porta, de modo que o coque
incandescente cai dentro de um vagão de transporte (MACHADO, 2006).
Figura 15 - Esboço de um descarregamento do coque incandescente (MACHADO, 2006).
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2.5.4. Apagamento
O coque deve ser apagado imediatamente, para impedir sua queima (figura 16), o
apagamento a úmido consiste em carregar o vagão e posicionar sob a torre de apagamento,
onde o coque é apagado com fortes jatos de água, gerando um consumo de 400 litros
d’água por tonelada de coque resfriado (MACHADO, 2006).
Figura 16 - Esquema de uma torre de apagamento a úmido (MACHADO, 2006).
2.5.5. Tratamento de gases gerados na coqueifação
A produção de coque metalúrgico gera importantes subprodutos que são os
diferentes hidrocarbonetos (matérias voláteis) derivados da destilação do carvão. São
hidrocarbonetos desde os aromáticos, aos longos e os mais simples. Estes vêm a constituir
o gás de coqueria. Alguns desses componentes são considerados nocivos ao meio
ambiente. Por esta razão e pelo custo, novas tecnologias estão sendo desenvolvidos para a
produção de aço, sem a utilização de coque (MOURÃO, 2007).
As matérias voláteis são separadas por destilação fracionada. A figura 17 apresenta
um exemplo dos subprodutos obtidos (MOURÃO, 2007).
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O gás combustível (gás de coqueria) é um excelente combustível gasoso, pois a sua
composição é principalmente de metano, hidrogênio e de monóxido de carbono. Nas usinas
integradas este gás é totalmente utilizado para aquecimentos na própria coqueria, parte no
preaquecimento de ar no alto-forno e nos fornos de aquecimento (MOURÃO, 2007).
Figura 17 – Principais subprodutos obtidos no processo de coqueifação (MOURÃO, 2007).
3. MÉTODOS E ENSAIOS
O ensaio do índice de degradação à redução consiste em simular em laboratório o
que acontece na zona granular do alto-forno, como já foi visto anteriormente a geração de
finos em excesso no alto-forno, interfere na circulação de gases, dificultando a
permeabilidade da carga, afetando diretamente na produção e na qualidade do gusa (norma
ISO- 4696-1).
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3.1. PREPARAÇÃO DA AMOSTRA
As alíquotas retiradas para os ensaios, químico (fluorescência de RX) e índice de
degradação sob redução do sínter de minério de ferro, foram coletadas na sinterização, com
frequência semanal, totalizando 7 amostras. Este procedimento foi adotado para obter uma
diversificação no teor de alumina e assim podermos evidenciar as variações nas análises de
índice de degradação sob redução e identificação do teor de alumina. A amostra é tratada
seguindo os seguintes passos:
Secar a amostra em estufa a temperatura constante a 105 º C + - 5 º C e em seguida
resfriar à temperatura ambiente;
Figura 18: Estufa de secagem
Separar a fração passante na peneira de 12,5 mm e retida na peneira de 10 mm,
através de análise granulométrica (procedimento que consiste em passar a amostra
por uma bateria de peneiras vibratórias de malhas de diferentes tamanhos para obter
uma alíquota na granulometria desejada);
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Figura 19: Peneirador vibratório quadrado
A amostra retida em 10 mm será homogeneizada e quarteada (quarteamento é o
procedimento que consiste em dividir a amostra em quatro partes no divisor
“RIFFLES”, até obter a massa desejada para o ensaio. Este procedimento visa
garantir a homogeneidade da amostra) até chegar ao peso desejado de 4 Kg. Que
deverá ser novamente quarteados até se formarem duas porções de 2 kg cada;
Figura 20: Divisor quarteado tipo RIFFLES.
Uma porção de 2 Kg será o testemunho e a outra será usada nos ensaios de análise
química e Índice de degradação à redução;
Homogeneizar e quartear a alíquota de 2 Kg, separando quatro alíquotas de 0,5 Kg;
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Separar uma alíquota para análise química de fluorescência de RX e duas alíquotas
para ensaio de Índice de degradação à redução.
3.2. DETERMINAÇÃO DO TEOR DE ALUMINA EM SÍNTER DE MINÉRIO DE
FERRO
O estudo do índice de alumina no sínter consiste em analisar a influência desta
substância, no índice de degradação à redução do sínter produto de minério de ferro
utilizado no alto-forno.
A amostra de sínter produto utilizada para realizar a análise química, quantificando
o teor de alumina é uma alíquota retirada da amostra de sínter produto de minério de ferro
que será utilizada para a análise do ensaio do índice de degradação à redução, pois, é
necessário retirar a alíquota da mesma amostra para obter uma avaliação fiel.
A alumina é quantificada através da análise da pastilha de sínter de minério de ferro
fundida e realizada a leitura em espectrômetro de emissão óptica, através do método de
fluorescência de RX.
A fluorescência de raios X é uma poderosa técnica não destrutiva que permite não
só uma análise qualitativa (identificação dos elementos presentes numa amostra) mas
também quantitativa, permitindo estabelecer a proporção em que cada elemento se
encontra presente.
Na fluorescência de raios X usa-se uma fonte de raio X(os tubos de raio X usam a
janela de berílio, devido o berílio ter baixa absorção do raio X), para provocar a excitação
dos átomos da substância que pretendemos analisar. Os fótons emitidos pela fonte de raio
X, são absorvidos pelos átomos da substância através de efeito fotoelétrico, deixando esses
átomos em estados excitados. Com elevada probabilidade, os elétrons arrancados ao átomo
por efeito fotoelétrico situam-se nos níveis mais K ou L. Quando o átomo se desexcita,
podemos observar fótons X correspondentes às transições eletrônicas L→ K, M→K ou
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M→L. O espectro de energia correspondente a estas transições é único para cada tipo de
elemento, permitindo fazer a sua identificação.
Figura 21: Espectro de energia de um átomo(http://www.thermofisher.com.2011)
A preparação física da amostra e análise química da pastilha é determinada
seguindo as seguintes etapas:
3.2.1 Pulverização da amostra
Efetuar a limpeza da panela e êmbolo com pano úmido e ar comprimido.
Figura 22: Panela de moagem para pulverização da amostra
Colocar a amostra dentro da panela e tampá-la.
Fechar a tampa e ligar o moinho. Retirar a panela do moinho
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Figura 23: moinho pulverizador
Retirar a tampa e o êmbolo, tomando cuidado para não perder e não contaminar
amostra. Com o auxilio de um pincel transferir a amostra para peneira de 0,125mm.
Transferir o material que não passou pela malha da peneira para a panela
pulverizadora e repetir a operação, até pulverizar todo material.
Transferir o material pulverizado e peneirado para o recipiente adequado de coleta
de amostras.
3.2.2. Preparação da pastilha fundida
ajustar a temperatura da estufa para 105°C e secar a amostra por 1 hora;
Pesar no cadinho de platina com precisão de 0,0005g, em balança analítica, a
amostra e a mistura de fundente.
Homogeneizar cuidadosamente a mistura no cadinho;
Colocar cadinho com amostra na máquina de fusão e ligar a máquina de fusão,
selecionando o programa indicado para o sínter de minério de ferro.
Figura 24: Máquina de fusão de pastilhas, cadinhos e moldes de platina.
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3.2.3. Análise da pastilha fundida
Colocar a pastilha fundida no cassete e inserir o cassete no carrossel do
espectrômetro;
Figura 25: Cassete e pastilha fundida
Figura 26: Espectrômetro de fluorescência de RX
Selecionar a posição e o método para análise do sínter produto de minério de ferro;
Aguardar a leitura da pastilha e anotar o valor lido de alumina.
3.3. ENSAIO DE ÍNDICE DE DEGRADAÇÃO À REDUÇÃO
O ensaio de índice de degradação à redução é realizado seguindo as seguintes
etapas:
Pegar uma das porções de ensaio, coloque-a no tubo de redução no nível de sua
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superfície;
Fechar a parte superior do tubo de redução. Conecte o termopar, garantindo que a
sua ponta fique no centro da porção de ensaio;
Figura 27: Tubo de redução (retorta)
Inserir o tubo de redução no forno;
Figura 28: Forno para ensaio de degradação sob redução.
Ligar o sistema de abastecimento de gás;
Passar um fluxo de N2 através da porção de ensaio a uma taxa de pelo menos
5 L /min no início do aquecimento. Quando a temperatura da amostra para o teste
chegar a 500ºC, aumente a vazão para 20L/min. Continuar o aquecimento,
mantendo o fluxo de N2 por um período de 15 min. para a estabilização da
temperatura à 500ºC;
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Introduzir o gás de redutor(CO e CO2) a um fluxo de 20L/min +- 1 L/min
substituindo o N2. Após 60 min de redução, desligar o aquecimento, substituir os
gases redutores pelo gás N2, com um caudal de 5 L / min e esfriar a porção de
ensaio, a uma temperatura de 25º C;
Retirar com cuidado a parte de teste do tubo de redução. Determinar sua massa e
coloca-la no tambor. Fixar a tampa firmemente e girar o tambor para um total de
300 voltas a uma taxa de 30 rpm / min + - 1 rpm / min;
Figura 29: Tambor para tamboramento do sínter de minério de ferro após ensaio
de degradação sob redução.
Remover todo o material do tambor, determinar e registrar a massa e peneirar com
cuidado em peneiras de 6,30 mm, 3,15 mm e 500µm. Determinar e registrar a
massa de cada fração retida nos milímetros 6,30mm, 3,15 mm e 500 µm. Material
perdido durante o tamboramento e peneiração devem ser considerados como parte
da fração de - 500 µm.
Figura 30: Jogo de peneiras.
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4. RESULTADOS
Após a conclusão das análises de determinação do teor de alumina e do índice de
degradação sob redução, podemos observar através da tabela e do gráfico abaixo que o teor
de alumina interfere diretamente no índice de degradação à redução, ou seja, A medida que
o teor de alumina aumenta, aumenta a geração de finos produzidos durante a degradação
sob redução do sínter de minério de ferro no alto-forno.
Tabela 1: Comparativo entre o teor de finos retidos na peneira de 3,15 mm após o ensaio
de desintegração sob redução e o teor de alumina
Amostras Teor de finos retidos
em 3,15 mm Teor de alumina
1 33,64 1,20
2 38,28 1,44
3 38,6 1,53
4 39,74 1,59
5 43,32 1,63
6 44,07 1,66
7 47,11 1,80
Gráfico 1: Comparativo entre o teor de finos retidos na peneira de 3,15 mm após o
ensaio de desintegração sob redução e o teor de alumina.
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5. CONCLUSÕES
De acordo com os resultados obtidos foi possível evidenciar a influência da alumina
no índice de degradação sob redução do sínter de minério de ferro, a alumina interfere
diretamente sobre este índice, ou seja, quanto maior o teor de alumina, maior o teor de
finos produzidos. Estes fatores nos indica a importância do controle de alumina no sínter
de minério de ferro.
Para obtermos um melhor rendimento no alto-forno, torna-se imprescindível o
controle da qualidade do sínter de minério de ferro, uma vez que a produção discriminada
de finos no alto-forno interfere no funcionamento do alto-forno, atrapalhando a
permeabilidade da carga, na qualidade do gusa e também no custo de produção do gusa.
O controle do índice de alumina no sínter de minério de ferro, começa na aquisição
de matéria-prima, devendo a área de sinterização ser muito criteriosa com a qualidade na
aquisição dessas matérias-primas, pois uma vez produzido o sínter de minério de ferro,
torna-se muito onerosa a reciclagem deste material e com isso o alto-forno é obrigado a
adequar-se para utilização deste sínter.
Contudo a comunicação e a parceria envolvendo área de compras, sinterização, área
de qualidade e alto-forno, tornam-se vital para o acompanhamento e a produção de sínter
de minério de ferro, com qualidade satisfatória para sua utilização.
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6. REFERÊNCIAS BIBLIOGRÁFICAS
TAKEHARA, L. Caracterização Geometalúrgica dos Principais Minérios de Ferro
Brasileiros – Fração Sínter Feed, 2004. 421p. Tese (doutor em Geociências) – Programa de
Pós-Graduação em Geociências, Universidade Federal do Rio Grande do Sul, 2004.
Orientador: Farid Chemale Jr
MOURÃO, M.B. et e al. Introdução à Siderurgia. Editora ABM, São Paulo, Brasil, 2007.
http://iabr.org.br/site/portugues/aco. Acesso em 14 outubro 2011.
MARQUES, W. M. Qualidade em Minério de Ferro e Aglomerados. Espirito Santo, 2005.
GEERDES, M. et e al. O processo do Alto-Forno. Cidade de Ijmuiden, 2004.
SOUZA, F. J. M. et e al. Processos de sinterização. Rio de Janeiro, 2011.
MACHADO, M, L, P. Siderurgia – Da matéria prima ao aço laminado. Espirito Santo,
2006.
NORMA ISO 4696-1 – Determinação do índice de degradação sob redução à baixa
temperatura pelo método estático, outubro 2007, 18p.
http://www.thermofisher.com/global/en/home.asp. Acesso em 11 de novembro 2011.