HORNOS GIRATORIOS APUNTES

72.02 Industrias I Hornos Industriales
Industrias I
72.02
HORNOS INDUSTRIALES

10 HORNOS INDUSTRIALES...........................................................................................................................................4
10.1 HORNO ROTATIVO ..............................................................................................................................................4
10.1.1 Descripción del Horno Rotativo....................................................................................................................4
10.1.2 Dimensiones de los Hornos Rotativos Industriales .....................................................................................4
10.1.3 Perfil de temperaturas del Horno Rotativo ..................................................................................................5
10.1.4 Dimensionamiento del Horno........................................................................................................................5
10.1.5 Balance Térmico del Horno Rotativo ...........................................................................................................7
10.1.6 Equipos Complementarios del Horno Rotativo............................................................................................9
10.1.7 Precalentadores............................................................................................................................................10
13.1.1 Enfriadores de aire.......................................................................................................................................10
10.1.8 Evolución de los hornos de fabricación de cemento..................................................................................10
10.2 ALTO HORNO ..........................................................................................................................................................21
10.2.1 Generalidades...............................................................................................................................................21
10.2.2 Descripción...................................................................................................................................................22
10.2.3 Soplantes.......................................................................................................................................................25
10.2.4 Materias Primas...........................................................................................................................................25
10.2.5 Reacciones Principales en el Alto Horno...................................................................................................30
10.2.6 Consumos Específicos, Controles de Operación y Producción ................................................................31
10.3 CONVERSIÓN AL OXIGENO .....................................................................................................................................33
10.3.1 Evolucion del Proceso de Conversión para Fabricar Acero ....................................................................33
10.3.2 Fabricación de acero mediante proceso LD..............................................................................................37
10.3.3 Descripción de un convertidor LD..............................................................................................................39
10.3.4 Forma de operar un convertidor LD ..........................................................................................................41
10.3.5 Características metalúrgicas de la conversión de oxígeno puro.............................................................43
10.3.6 Revestimiento refractario para el convertidor LD.....................................................................................48
10.3.7 Lanza de oxígeno..........................................................................................................................................56
10.3.8 Sistemas de captación y depuración de gases............................................................................................58
10.3.9 Elementos de control en el convertidor LD................................................................................................62
10.3.10 Usos de gases inertes ...................................................................................................................................64
10.3.11 Procesos de conversión por soplo combinado...........................................................................................64
10.3.12 Posibles desarrollos futuros en la conversión al oxígeno.........................................................................66
10.4 HORNOS ELÉCTRICOS .............................................................................................................................................68
10.4.1 1. Clasificación de los Hornos Eléctricos ..................................................................................................68
10.4.2 Hornos eléctricos de resistencia .................................................................................................................68
10.4.3 Hornos Eléctricos de Arco...........................................................................................................................73
10.4.4 Características Generales ...........................................................................................................................73
10.4.5 Principales Componentes de la Instalación...............................................................................................78
10.4.6 Fabricación del Acero en Horno Básico ....................................................................................................82
10.4.7 Hornos Eléctricos de Ultra Alta Potencia (UHP) .....................................................................................84
10.4.8 Innovaciones en el Proceso de Aceración Eléctrica..................................................................................87
10.4.9 Ventajas en la Utilización de Hornos Eléctricos de Arco .........................................................................90
10.5 REDUCCION DIRECTA......................................................................................................................................92
10.5.1 Introducción..................................................................................................................................................92
10.5.2 Hierro Directamente Reducido o Hierro Esponja .....................................................................................92
10.5.3 Grado de Metalización.................................................................................................................................92
10.5.4 Grado de Reducción.....................................................................................................................................93
10.5.5 Principios de la Reducción de los Materiales de Hierro...........................................................................93
10.5.6 Cinética de las Reacciones de Reducción...................................................................................................95
10.5.7 Reducibilidad de Minerales de Hierro ......................................................................................................95
10.5.8 Características del Mineral de Hierro para Reducción Directa ..............................................................98
10.5.9 Generación de Gases Reductores..............................................................................................................100
10.5.10 Combustibles Gaseosos y Líquidos...........................................................................................................100
10.5.11 Combustibles Sólidos.................................................................................................................................102
10.5.12 Procesos de Reducción Directa.................................................................................................................102
10.5.13 Proceso Midrex ..........................................................................................................................................103

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10.5.14 Procesos de Lechos Fluidizados ...............................................................................................................109
10.5.15 Procesos de Horno Rotatorio....................................................................................................................109
10.5.16 Utilización del hierro esponja...................................................................................................................110
10.5.17 El Desarrollo de la Reducción Directa ....................................................................................................114
10.5.18 Plantas de Reducción Directa en la República Argentina ......................................................................118
10.6 COLADA DEL ACERO.............................................................................................................................................121
10.6.1 Introducción................................................................................................................................................121
10.6.2 La Cuchara de Colada...............................................................................................................................121
10.6.3 Tratamiento Metalúrgico del Acero en Cuchara .....................................................................................122
10.6.4 El Lingote de Acero....................................................................................................................................123
10.6.5 La Colada Continua...................................................................................................................................129
10.7 HORNO ESPECIALES..............................................................................................................................................145
10.7.1 Horno Túnel................................................................................................................................................145
10.7.2 Convertidor Flash ......................................................................................................................................147
10.7.3 Proceso Flash.............................................................................................................................................147
10.7.4 Horno Hoffmann.........................................................................................................................................151
10.7.5 Horno de Bandejas.....................................................................................................................................154
10.7.6 Horno de Caídas ........................................................................................................................................155
10.8 BIBLIOGRAFÍA .......................................................................................................................................................156

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10 HORNOS INDUSTRIALES
10.1 HORNO ROTATIVO
El horno rotativo es un horno continuo, a calentamiento externo y llama libre, cuyo uso principal es
en la fabricación del cemento Portland. También se utiliza en la fabricación de cal, aluminio, hierro
esponja, etc.
10.1.1 Descripción del Horno Rotativo
Consiste en un cilindro de acero, recubierto en su interior por ladrillos refractarios, que se
encuentran ligeramente inclinado respecto a la horizontal (menos de 10 grados) y que gira
lentamente, a velocidades inferiores a 5 r.p.m.
El cilindro cuenta con llantas de acero que se apoyan sobre rodillos. Los rodillos soportan el peso
del horno y su carga. Absorben dicho peso según dos componentes, la de mayor importancia
perpendicular al eje del horno y la otra, de mucho menor valor, paralela al eje del horno. La
componente perpendicular es absorbida en cada llanta mediante un par de rodillos, con ejes
paralelos al horno, denominados de apoyo. La componente axial es soportada por un único rodillo,
de eje perpendicular al del horno, denominado de empuje.
La cantidad de llantas y los consiguientes apoyos depende de la longitud del horno, En general, se
puede señalar que las llantas se encuentran distanciadas entre sí cada 25 o 30 metros.
El movimiento rotativo del horno es impulsado por un piñón acoplado a una corona (rígidamente
vinculada al cilindro de acero). Generalmente el motor que produce la rotación es eléctrico, del tipo
asincrónico o de corriente continua y, a través de un reductor de velocidad, moviliza al piñón.
El calentamiento del horno se efectúa con gases calientes que se producen por combustión, en un
quemador, de gas, fuel-oil, u otros combustibles. Habitualmente el quemador se ubica en el extremo
mas bajo. En la punta opuesta del horno se ubica la chimenea por donde se evacuan los gases del
mismo.
Esto significa que el extremo inferior del horno, donde se ubica el quemador, es la zona más
caliente. Los gases producidos van recorriendo el horno y entregando su calor, saliendo por el
extremo opuesto.
El material a procesar es alimentado por el extremo superior del horno (lado de la chimenea),
mediante dispositivos apropiados tales como roscas transportadoras, rampas, etc. A consecuencia de
la inclinación y rotación del horno, el material se desplaza a lo largo del mismo hasta el extremo
inferior (lado del quemador), donde sale a través de la boca de descarga. El material circula a
contracorriente con respecto al calor.
En los extremos el horno cuenta con cabezales no rígidamente vinculados al cilindro de acero. A
efectos de evitar perdidas de gases y material (en polvo), entre los extremos del cilindro y los
cabezales, se colocan cierres herméticos en forma de laberintos o friccionantes.
10.1.2 Dimensiones de los Hornos Rotativos Industriales
En los hornos rotativos industriales que trabajan en las fabricas de cemento portland nacionales, se
encuentran distintos tamaños de diámetros y largos. Como dato ilustrativo daremos como ejemplo el
más pequeño, ubicado en una planta en Mendoza que tiene un diámetro de 2,10 m y una longitud de

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69,0 m. El de mayor tamaño se encuentra en una planta localizada en Barker (Pcia. de Bs. As.), tiene
un diámetro de 5,65 m y una longitud de 180 m; su capacidad de producción alcanza a 2000 ton/día
de clinker de cemento.
Actualmente el horno de mayor capacidad de producción es el N° 7 de la empresa Loma Negra,
ubicado a en Olavarría, que produce 2600 ton/día de clinker. La elevada producción se consigue
como consecuencia de que el horno cuenta, a la salida de los gases, con torres de precalentamiento
del material que ingresa y eleva su temperatura de entrada a 800°C.
10.1.3 Perfil de temperaturas del Horno Rotativo
En la Figura N° 2 se representan las temperaturas del horno en función de la longitud del mismo.
El caso presentado en el gráfico es para la calcinación de piedra caliza, en la producción de cal, para
un horno rotativo simple que no cuenta con precalentadores del material entrante.
Del gráfico se infiere que la temperatura del horno es del orden de los 1000°C en la zona más
caliente y decrece a 400 o 500°C en la zona de salida de los gases por la chimenea.
10.1.4 Dimensionamiento del Horno
Con el objeto de dimensionar el horno rotativo es necesario determinar, en función de las
condiciones operativas, la velocidad de alimentación del material; la velocidad de desplazamiento
del material en el horno; el volumen del horno ocupado por el material; la velocidad de rotación del
horno y la pendiente del horno.
La velocidad de alimentación del material esta dada por la masa de material horario entrado al horno
y se designará: G (kg/hora).
La velocidad de desplazamiento del material dentro del horno, es la que desarrolla el material desde
que ingresa hasta que sale del mismo y se designa con V(m/hr). A mayor velocidad de
desplazamiento, menor tiempo de permanencia de las partículas en el horno.
El horno funciona con un volumen de material muy inferior al volumen del horno, entre 3% y 12%
del mismo. A los efectos del dimensionamiento se define un parámetro denominado Retención:
R=Volumen de Piedras/Volumen del Horno. El valor más usual es R=0,10 (10%).
La velocidad de rotación del horno se mide en revoluciones por minuto, se designa N (r.p.m.).
La pendiente del Horno se mide como la relación entre la diferencia de alturas entre los extremos del
horno y la longitud del horno, se designa S (m/m).
En la Figura N° 3 se ubican los elementos citados, es decir: G, V, N, S y M (kg) que es la masa del
material que se encuentra dentro del horno. También se señala t (min), que es el tiempo de
permanencia del material dentro de horno y que se denomina tiempo de paso.
A continuación, se vincularán los elementos citados para llegar a expresiones que permitan
dimensionar un horno rotativo.
El Manual Técnico del Fabricante de Hornos Allis Chalmers da una expresión empírica para el
calculo del tiempo de paso t, la que se detalla seguidamente:
t(min.) = 1,77 x √ θ x L(pies) x f
N(r.p.m.) x D(pies) x S(°)
Donde:
θ: Angulo de reposo del material
L: Longitud del horno

6
f: Factor de forma del horno (para hornos cilíndricos f=1)
D: Diámetro interno del horno
S: Pendiente del horno
En el Manual del Ingeniero Químico de Perry, aparece una fórmula similar donde se han hecho las
reducciones de unidades correspondientes del sistema inglés al métrico. Además adopta un valor fijo
del ángulo de reposo, teniendo en cuenta que los materiales que se tratan en el horno rotativo tienen
ángulos de reposo comprendidos entre 35° y 40°. La expresión dada es la siguiente:
t(min.) = 0,19 x L(m)
N(r.p.m.) x D(m) x S(m/m)
Por otra parte, el tiempo de paso también se puede obtener si se conocen la masa de material que hay
en el horno y la velocidad de alimentación al horno, por la expresión:
t(min.) = 60 x M(kg.) (1)
G(kg./hr)
Si vinculamos los distintos elementos podremos obtener la velocidad de alimentación G, en función
de ellos de la siguiente manera:
R = Vol. Piedras = Vp
Vol. Horno = Vh
Vp = M /γ (2)
γ: Peso específico del material
de (1) y (2):
Vp = Gxt
60xγ
R = G x t (3)
60xγxVh
Vh = sección del horno x Longitud del horno = Sh x L (4)
Reemplazando (4) en (3):
R = G x t (5)
60xγxShxL
Por otra parte: V(m/hr) = L(m) x 60 / t(min) (6)
Y reemplazando:

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R =G / γ x Sh x V
G(kg/hr) = γ(kg/m3
) x R x Sh(m2
) x V(m/hr)
10.1.5 Balance Térmico del Horno Rotativo
En el balance térmico del horno rotativo, de igual forma que en cualquier otro tipo de horno, se debe
establecer una igualdad de calores puestos en juego dentro del proceso. Es decir, que el calor que se
entrega al horno, al quemar el combustible, debe ser igual al que se consume en el proceso y las
pérdidas en el horno o que se llevan los gases que salen por la chimenea.
Seguidamente se plantearán las ecuaciones para el balance térmico del horno, aplicadas al caso de la
calcinación de piedra caliza para la obtención de cal.
Al horno se le entrega calor, quemando combustible en un quemador Q1. Dicho calor en parte se
utiliza para el proceso en el interior del horno Q2; otra parte se escapa por la chimenea, con los gases
calientes del horno Q3 y la otra parte se pierde por diversas fugas del horno y radiación del cuerpo
mismo Q4 (Figura N° 4).
Con éstos calores se establece la siguiente expresión:
Q1 = Q2 + Q3 + Q4
Donde :
Q1: calor entregado al horno.
Q2: calor utilizado en el horno para el calentamiento y la reacción química.
Q3: calor que se llevan los gases calientes que salen por la chimenea.
Q4: calor perdido por radiación y fugas en el horno.
Como el único calor utilizado en el proceso es Q2, el rendimiento térmico del horno será:
η = Q2 x 100
Q1
Que para los hornos rotativos alcanza valores del orden del 25% al 35%. Los nuevos hornos
rotativos para cemento portland alcanzan mejores valores de rendimiento térmico, dedo que los
gases que salen se usan para precalentar el material entrante.
A continuación se detallará el cálculo de cada uno de los calores en juego en el horno.
Q1 = γcomb x q x Hinf
Donde:
γcomb: densidad del combustible.
q: caudal horario del combustible.
Hinf: poder calorífico inferior del combustible.

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Q2 = Qcaco3 + Qr + Qcao + Qco2
Donde:
Qcaco3: es el calor necesario para llevar el CaCO3 (piedra caliza) desde la temperatura de entrada del
material hasta 900°C, temperatura a la que se produce la reacción.
Qr: calor de reacción, es decir el calor necesario para provocar la descomposición térmica de la
caliza y producir CaO y CO2 , de a cuerdo a la reacción química:
CaCO3 → CaO + CO2
Qcao: calor que absorbe el CaO desde que se forma (900°C) hasta que sale del horno a alrededor de
1000°C, pues se forma a 2/3 de la longitud del horno y se sigue calentando hasta la salida pues
atraviesa la zona de mayor temperatura.
Qco2: el calor que se entrega al dióxido de carbono formado en la reacción química desde el
momento de la reacción hasta que sale por la chimenea. Este calor ese de signo opuesto al de los
anteriores, ya que se forma a 900°C sale por la chimenea a una temperatura del orden de los 400°C a
450 °C.
Los calores citados se calculan, a excepción del calor de reacción mediante el producto de la masa
horaria de material, el calor específico del mismo y el salto de temperatura experimentado.
Qcaco3 = G caco3 x C caco3 x (tr – te)
Qcao = Gcao x Ccao x (ts – tr)
Qco2 = G co2 x C co2 x (tch – tr)
Qr = Cr x G caco3
Donde:
G: masas horarias (kg/hr)
C: calores específicos (kcal/°C kg)
Tr: temperatura de reacción (900°C)
Te: temperatura de entrada del material al horno (°C)
Ts: temperatura de salida del CaO del horno (°C)
Tch: temperatura de salida del CO2 del horno, por la chimenea(°C)
Cr: calor de reacción (kcal/kg)
Q3 = γcomb x q x Hsup x Qch/100
Qch : porcentaje del poder calorífico superior (Hsup) que se llevan los gases que salen por la
chimenea. Surge del de la Tabla de Perdidas por los Gases de la Chimenea (Ver Tablas y Abacos) en
función del % CO2 de los gases que salen por la chimenea y de la temperatura de dichos gases.
Q4 = Q1 – (Q2 + Q3)
También se puede calcular como el calor radiado por toda la superficie del horno:

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Q4 = K x Superficie horno x (tint – text)
Donde K es el coeficiente de radiación del horno:
1 = 1 + δr + δc + 1
K α1 λr λc α2
α1: coeficiente de conexión de los gases en el interior del horno.
α2: coeficiente de convección de los gases.
λr: coeficiente de transmisión del material refractario.
λc: coeficiente de transmisión del acero (del cilindro).
δr: espesor del refractario del horno.
δc: espesor del cilindro de acero.
tint: temperatura interior del horno.
text: temperatura exterior del horno.
text = t ambiente
tint = tint (min) + tint (max)
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10.1.6 Equipos Complementarios del Horno Rotativo
Los modernos hornos rotativos de cemento Portland cuentan con precalentadores del material
entrante; los que aprovechan los gases calientes que salen del mismo para efectuar el intercambio de
calor con el material que ingresa al horno.
Por otra parte, a la salida del material, éste que sale caliente, es enfriado en equipos denominados
enfriadores.
En la Figura N° 5 se esquematiza una instalación completa de un horno rotativo de una fabrica de
cemento con su correspondiente precalentador y enfriador. Asimismo se dan las dimensiones de
dichas instalaciones, según las distintas capacidades de producción.

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10.1.7 Precalentadores
Los precalentadores se usan para calentar el material que va a entrar al horno rotativo, a efectos de
lograr un mayor rendimiento térmico del proceso y economizar combustible.
Existen precalentadores de distintos tipos, pero todos se basan en aprovechar los gases calientes que
salen del horno e intercambiar su calor en forma directa con el material ingresante al horno en
grandes torres que cuentan con conductos y ciclones. El material ingresa al horno a temperaturas del
orden de los 800°C. En la Figura N° 6 se esquematiza un tipo de torre de precalentamiento.
13.1.1 Enfriadores de aire
Los enfriadores son aparatos que constan de una caja cerrada, con una parrilla en su interior donde
cae el material que sale del horno a temperaturas del orden de los 1500°C y se va desplazando.
Mientras pasa el material por la parrilla, se sopla con ventiladores aire desde el exterior el que pasa a
través del material y lo enfría. El material que sale del enfriador lo hace a temperaturas del orden de
los 100°C.
A la salida del enfriador pasa a través de un molino de martillos que reduce las partículas grandes de
clinker. En la Figura N° 7 se esquematiza un enfriador de aire.
El aire de enfriamiento eleva su temperatura y es utilizado en precalentadores de material, molienda,
quemadores, secado de materiales, etc.
10.1.8 Evolución de los hornos de fabricación de cemento
Los hornos rotativos que se usaban hasta el año 1970 no contaban con precalentadores del material
entrante, por consiguiente tenían un bajo rendimiento del combustible utilizado y requerían una
mayor cantidad de calorías por kilogramo de clinker producido en el horno.
Por otra parte el aumento de la capacidad de producción solo se lograba con el aumento del diámetro
y la longitud del horno.
Cuando comienzan a aplicarse los precalentadores de materiales entrantes al horno, mejora la
capacidad de producción y disminuyen las calorías necesarias para producir cada kilogramo de
cemento.
En los gráficos de la Figura N° 8 se pueden observar los perfiles de temperatura de un horno sin
precalentador de materiales, uno con precalentador por suspensión (S.P.) del material y otro, más
moderno, precalentador por suspensión reforzada (R.S.P.).
Del gráfico se infieren las diferentes longitudes de los hornos para cada uno de los casos.
También se puede visualizar que en un horno sin precalentador, el material entrante debe secarse,
precalentarse, calcinarse y sinterizarse. En el horno con precalentador (S.P.) el material se seca,
precalienta y comienza a calcinarse (≅25%) antes de ingresar al horno. En el horno con
precalentador (R.S.P.) el material se seca precalienta y se calcina (85% a 90%) antes de ingresar al
horno, esto explica la mayor capacidad de producción del horno.
En el gráfico de velocidad (N) del horno se puede observar que la velocidad del horno con R.S.P.,
puede ser tres veces mayor que el que no tiene precalentador.
El calor consumido por kilogramo de clinker producido es un 50% mayor para el horno sin
precalentador que para el horno con R.S.P.. La capacidad de éstos últimos es 4 veces mayor que para
el horno que no cuenta con precalentador.

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En la actualidad existen precalentadores que producen una calcinación del 90% al 95% del material
antes de ingresar al horno rotativo. En estos precalentadores se utilizan también ciclones de baja
presión que permiten reducir las pérdidas de gases. También se incorporan sistemas de recuperación
y retención de polvos para evitar su escape a la atmósfera.
Con estos nuevos precalentadores se reduce la emisión de gases contaminantes (ej: NOx ; Cl ; SO3).
Existen nuevos diseños de quemadores que permiten su adaptación al uso de distintos combustibles,
posibilitando incluso la utilización de productos reciclados, como por ejemplo aceites usados.
Vale la pena mencionar la utilización de soportes autoalineables de los hornos rotativos, sobre los
que se montan los rodillos o piñones, que permiten una completa superficie de contacto con la llanta
o corona, aumentando la vida útil de sus componentes, reduciendo el mantenimiento requerido,
posibilitando una transmisión efectiva del torque y soportando una mayor carga.
En los hornos rotativos modernos se utilizan sistemas que permiten automatizar el control del
proceso en toda situación operativa. Como resultado de esta operación automática se pueden reducir
los niveles de emisión, como asi también el mantenimiento y el consumo de energía; y le permite al
personal evitar los trabajos rutinarios.
Debido a la combinación de estos modernos sistemas el consumo de energía se ha logrado reducir a
menos de 700kcal/kg de clinker.
En la Figura N° 9 se pueden ver las tendencias de las propiedades de consumo y capacidad de los
hornos rotativos.

12
Figura N° 1. Horno Rotativo

13
Figura N° 2. Perfil de Temperaturas de un
Horno Rotativo

14
Figura N° 38. Sistema de
Precalentamiento
α
D
G
M
V
nL
t
Figura N° 3. Variables de Dimensionamiento
del Horno Rotativo
• G = velocidad de alimentación
• V = vel. desplazamiento del material dentro del horno
• M = masa de mat.que se encuentra en el horno
• S = pendiente del horno
• N = velocidad de rotación del horno
• t = tiempo de permanecía
• R = retención, relación. entre vol. de mat. y el vol. del horno

15
Q1
Q4
Q4
Q2
Q3
Figura N°4. Balance Térmico del Horno Rotativo
Q1 = Q2 + Q3 + Q4

16
Figura N° 5. Horno Rotativo

17
Figura N° 6. Precalentadores

18
Figura N° 7. Sistema de
Enfriamiento

19
Figura N° 8. Comparación de Hornos
Rotativos

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T e n d e n c ia s d e c o n s u m o d e
c o m b u s tib le
0
1 0 0
2 0 0
3 0 0
4 0 0
5 0 0
6 0 0
7 0 0
8 0 0
9 0 0
1 0 0 0
1 9 5 0 1 9 6 0 1 9 7 0 1 9 8 0 1 9 9 0 2 0 0 0 2 0 1 0
A ñ o
kcal/kg
Figura N° 9. Tendencias Futuras
T en den cias de capacidad de
Produ cción
0
5000
10000
15000
20000
1960 1970 1980 1990 2000
Año
Ton/día

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10.2 ALTO HORNO
10.2.1 Generalidades
Es el horno destinado dentro de la siderurgia a realizar la primera transformación de los minerales de
hierro hacia su forma de productos semielaborados de acero, que luego serán manufacturados por la
industria metalmecánica para darle sus múltiples y diferentes acabados para ser utilizados por el
hombre. Se trata del primer eslabón del proceso tradicional (reducción indirecta) que elabora el
acero por la vía de materiales líquidos fundidos.
Es un horno de cuba, a combustión y continuo, que funciona en contracorriente entre la carga
sólidos que desciende y el gas reductor que asciende.
El horno se carga con materiales sólidos:
a) Carga metálica (aportante de hierro), que está constituida por una mezcla de minerales de
hierro calibrados, sinter y pellets, en proporciones variables según las condiciones técnico-
económicas de la operación en cada planta.
b) Coque, que actúa como combustible, generador del gas reductor (CO) y sostén de carga.
c) Fundente, cuya función es reaccionar con la ganga para eliminarlas en forma de escoria.
Usualmente es caliza ya que la ganga es de características ácidas.
También por las toberas se inyecta aire caliente para producir la combustión del coque.
Los productos obtenidos son líquidos:
a) Arrabio o hierro de primera fusión (material con elevado tenor de carbono).
b) Escoria, de menor densidad que el arrabio, que sobrenada a este último.
En la Figura N° 1 uno puede verse un esquema simplificado del alto horno y sus instalaciones
complementarias.

22
10.2.2 Descripción
10.2.2.1 Cuerpo del Alto Horno (1)
Construido en chapas de acero recubierto en su interior por ladrillos refractarios, esencialmente
consiste en dos troncos de cono unidos por su base mayor, constituyendo la cuba, etalaje y vientre,
más un sector inferior cilíndrico, el crisol, en el cual se acumula el arrabio y la escoria hasta su
colado secuencial (aproximadamente cada hora). En los grandes altos hornos el colado se realiza
casi continuamente pues tienen varias piqueras y pasados 10-15 minutos después de cerrar una
piquera se abre la otra.
10.2.2.2 Playa de Colado (2)
Esta es una superficie que se construye unos metros elevada por sobre el terreno, a nivel de las
piqueras de colado del horno, y es la que permite el laboreo frente a las piqueras, tanto el
taponamiento de las mismas como su perforado en el momento del colado; además tiene
Figura No
1. Alto Horno
6

23
premoldeados los canales por donde corre el arrabio hacia los carros torpedos durante la sangría del
horno y otros por lo que corre la escoria que saliendo de las escorieras es llevado a través de estos
canales hacia una gran pileta con agua en donde se produce su granulado. Este proceso se realiza
con la escoria para que luego pueda ser usado en la fabricación del cemento, otorgando así un mayor
valor a este subproducto.
10.2.2.3 Estufas Cowper (3)
Son los elementos destinados a precalentar el aire que se insufla por las toberas del horno hasta una
temperatura de alrededor de 1200°C -1300°C. Son grandes cuerpos cilíndrico cerrados en forma de
cúpula esférica en su parte superior, construidos de chapas de acero de hasta 30 mm de espesor. Sus
medidas son de hasta 11m de diámetro por 50 a 55m de altura, para los grandes altos hornos de
5000m3
de volumen y hasta 11.000 t/día de producción de arrabio.
En su interior, una estructura de ladrillos refractarios en forma especial, ahuecados, con celdas de 45
x 45mm y paredes interceldas de 40 mm, ocupa el 80% de la superficie transversal de la estufa y su
misión es acumular el calor que le ceden los gases de combustión que se queman en un quemador en
la cámara de combustión que ocupa el 20% de la superficie restante. Este quemador funciona con
gas de alto horno (luego se explica el origen y el circuito de este gas) que al quemarse origina gases
de combustión a alta temperatura que asciende por la chimenea y luego desciende por entre la
estructura de ladrillos refractarios, que a tal efecto tiene una tobera central que beneficia el
movimiento descendente de esto gases calientes entregando estos su calor y saliendo finalmente por
los conductos a una chimenea externa. Cuando se alcanza una temperatura estipulada se hace
ingresar aire frío a través del conducto impulsado por los soplantes (número 5 en la Figura N°1);
este aire asciende a través de la estructura tobera caliente, toma su calor y desciende por la chimenea
hasta un conducto que los dirige a las toberas de inyección del alto horno. Durante este ciclo se
habrá cerrado, desde luego el conducto (4) del quemador y los conductos (6) de salidas de gases. El
calentamiento de la estufa Cowper dura dos veces más que el calentamiento del aire. Por ello para el
suministro continuo de aire al horno deben haber no menos de 3 estufas de aire. Muchas veces se
instalan 4 con una en reserva o siete para dos hornos. Como a medida que el aire se va calentando,
se van enfriando los refractarios de las estufas que les están cediendo calor, lo que se hace es
aprovechar el calentamiento hasta un valor superior al requerido para el normal funcionamiento del
horno y luego se lo mezcla con aire frío antes de su inyección al horno; cuando este valor de
operación ya no es alcanzado se pasa a otra estufa que se encontraba en ciclo de calentamiento del
refractario (Figura N° 2)

24
10.2.2.4 Circuito de gas de Alto Horno (4)
Los gases calientes que se colectan en el tope del alto horno, tienen un poder energético remanente
importante, ya que durante la reducción y fusión del mineral de hierro no es posible, que realicen
una combinación físico-química de rendimiento perfecto, como ocurre en todo proceso real.
Así, estos gases que arrastran un contenido de polvos y partículas deben seguir un circuito de
purificación que se esquematiza con el N°4 en la Figura N° 1. Estos gases luego alimentarán a
diversos sectores de la planta: como antes se dijo, a las estufas Cowper y a la coquería
principalmente, y los sólidos irán a la planta de sinterizado.
Figura No
2. Estufa Cowper

25
10.2.3 Soplantes
Son los encargados de impulsar el aire a través de que las estufas. El volumen específico requerido
por un alto horno moderno alcanza a 2,4 m3
/min por cada m3 de volumen del horno. De tal manera
para aún al torno de 5.000 m3
de volumen se requiere suministrar 12.000 m3
/min de aire.
En una planta siderúrgica se cuenta con una planta especial de soplantes para el alto horno. Esta está
constituida por máquinas centrífugas turbosoplantes, accionadas por turbinas de gas o turbinas de
vapor, y son de varias etapas, con velocidades de rotación del orden de 3.000 rpm. Una máquina
puede suministrar hasta 7.000 m3
/min con una sobrepresión de 0,45Mpa.
10.2.4 Materias Primas
El alto horno se carga básicamente con mineral de hierro y coque, a estos deben adicionárseles e los
fundentes.
10.2.4.1 Fundentes
Estos son materiales destinados a:
1) Reducir la temperatura de fusión de la ganga del mineral de hierro o de los aglomerados
(sinter y pelets).
2) Reducir la temperatura de fusión de las cenizas del coque.
3) Facilitar la creación de una escoria fusible y fluida que pueda ser evacuada fácilmente del
horno.
La composición química del fundente se determina en función de la composición de la ganga y de la
ceniza del combustible. Si en la ganga y la ceniza hay demasiado sílice, o sea, componente ácido y
la ceniza tiene impurezas de azufre, en el horno se introduce un fundente básico. Si en la ganga del
mineral hay óxidos de calcio y magnesio, se debe agregar un fundente ácido, con sílice; se emplean
las cuarcitas.
El fundente más utilizado para la fabricación de arrabio en alto horno es la caliza, cuyo componente
principal es el CaCO3; al calentarse se descompone generando cal y gas carbónico. El tamaño de los
trozos de caliza deberá estar comprendido entre los 25 y los 60mm, ser resistente, no generar finos y
no contener impurezas nocivas como azufre, fósforo y sílice.
10.2.4.2 Coque
El coque es el resultado de la destilación, por calcinación a alta temperatura y en ausencia de aire de
una mezcla seleccionada y finalmente dividida de carbones minerales (básicamente hullas de alto,
medio y bajo volátil). Durante esta calcinación se elimina buena parte de los volátiles y se obtiene
un sinterizado, poroso, de alta resistencia mecánica principalmente a la compresión.
La planta de coquización está ubicada dentro de la planta integrada y consiste en una batería de hasta
80 hornos unitarios, en forma de celdas de 0,5m de ancho, 5m de alto y 16m de largo (Figura N° 3).
En estas celdas se coloca la mezcla de carbones a coquizar y al cabo de 15 horas, se produce el
deshornado del material que incandescente, es transportado sobre un vagón especial que luego es
llevado debajo de una torre de enfriamiento que produce su apagado por lluvia de agua, obteniendo

26
así el coque en trozos sinterizados. Este apagado en algunas plantas modernas suele hacerse
mediante nitrógeno, o sea un apagado en seco, que permite una mejor calidad del coque y acumular
su calor para producir vapor y energía eléctrica.
Los gases que provienen de los hornos de coquización se colectan en su parte superior a través del
conducto (barrilete en la Figura N° 3) y luego se los aprovecha para obtener de ellos en plantas
auxiliares, alquitrán, nitrato de amonio y ácido sulfúrico.
El coque obtenidos se encuentra entre tamaños: <15mm, de 15 a 25mm y > 25mm. Esta última
fracción es la que tiene uso metalúrgico y por lo tanto antes de la entrada al alto horno se criba el
coque para seleccionar este tamaño adecuado.
Las características más importantes que normalmente posee el coque, son las siguientes:
l) Gran resistencia a la compresión, que es necesaria para poder soportar, sin romperse, el
peso de los materiales que se cargan en el alto horno. Su resistencia a la compresión a la temperatura
ambiente es siempre superior a 100 Kg. /cm2
.
2) Gran porosidad debida a su gran superficie por unidad de peso. EI coque se caracteriza por
una gran reactividad debida a su típica estructura celular, que permite una fácil penetración de los
gases hacia el interior del coque, 10 que favorece la rapidez de las reacciones que se deben de
producir en los altos hornos.
3) Gran resistencia a la abrasión y al desgaste para poder soportar el rozamiento que debe
sufrir el coque contra las paredes y contra otras materias que se introducen en el horno, sin que se
rompa a se forme polvo de coque.
En la parte superior de las cámaras hay unos dispositivos para la carga del carbón, y hay también
unos conductos de salida para el escape de los gases que se producen en la destilación. Todo el
calentamiento de la masa carbonosa se realiza a través de las paredes laterales del horno, construidas
con delgados ladrillos refractarios.
El calentamiento se hace en forma adecuada, para que la hulla en las cámaras de destilación llegue a
alcanzar, fuera del contacto del aire, temperaturas variables de 900 a 1.250°C necesarias para su
coquización. Para obtener esas altas temperaturas en el interior de las cámaras de destilación, es
necesario a1canzar, en las canales de calentamiento, temperaturas variables de 1.100 a 1.400°C.
EI calentamiento se realiza quemando en los conductos de calentamiento, dispuestos entre las
paredes de las cámaras de coquización, un combustible gaseoso. Este puede ser el mismo que se
desprende en la coquización o puede también utilizarse una mezcla de este gas de batería con otros
combustibles gaseosos como el gas de alto horno, por ejemplo. La duración de la coquización suele
variar de 16 a 24 horas.
EI tamaño de los trozos de carbón que se introducen en las cámaras para fabricar el coque, suele ser
menor de 3 Mm. Esto exige una cuidadosa trituración, molido y clasificación del carbón. Su
humedad suele ser 5 % aproximadamente.
Para que la superficie de calentamiento del carbón (hulla) sea suficiente y adecuada, las cámaras de
destilación deben ser muy alargadas y estrechas. EI calentamiento se hace por media de mecheros
con entrada de gas y de aire, que se sitúan en la parte inferior de las cámaras o canales de
calentamiento, empleándose de 20 a 30 mecheros para calentar cada cámara de coquización.

27
Figura N° 3. Estufa de Coque

28
Las baterías de coque están constituidas principalmente por cámaras de coquización, que se
construyen con ladrillos de sílice (SiO, > 95 %), y debajo de ellas están situadas las cámaras de
regeneración de calor, que se construyen con ladrillos sílico aluminosos con Al2O3 = 43 %
aproximadamente. Los regeneradores son atravesados o calentados por los humos producidos en la
combustión del gas, en los conductos, canales o cámaras de calentamiento de las cámaras de
coquización, y sirven para calentar el aire que se emplea luego en la combustión (Figura N°4).
Trabajan alternativamente. Durante un período los regeneradores están calentándose, al ser
atravesadas par los humos calientes que escapan de la combustión del gas que se quema en los
canales de calentamiento y, en otro periodo, los regeneradores ceden su calor al aire utilizado en la
combustión.
Con el empleo de las cámaras de regeneración de calor. Se consigue que el aire, llegue a la
combustión muy caliente, Así se alcanzan fácilmente temperaturas muy elevadas y se mejora el
rendimiento térmico de la instalación, aprovechando el calor de los humos que escapan a 1000º
aproximadamente, y que de otra forma se perdería. EI calentamiento de las cámaras de regeneración
como se ha indicado antes, es alternativo. En un momento determinado, la mitad de las cámaras
están calentándose y la otra mitad de las cámaras calientan el aire. Luego se invierte la circulación
del aire y de los humos, y las primeras cámaras calientan el aire y en las últimas se calienta el
refractario.
Figura N°4. Circuitos de calentamiento de una batería de coque calentada con gas de coque

29
EI trabajo en los hornos es intermitente y consta de las siguientes fases:
1. Carga de la cámara can hulla de calidad y tamaño adecuado.
2. Calentamiento, coquización y desprendimiento de gases
3. Apertura de las puertas, y expulsión y descarga del coque de los hornos al entrar en la cámara el
brazo empujador.
La Figura N°4 muestra un esquema de una batería de coque con sus subproductos a partir de una
entrada de 1000 Kg de carbón (hulla) y 750 Kg de coque como producto final.
Figura N°5. Esquema general de una batería de coque y fabricación de subproductos
10.2.4.3 Mineral de Hierro-Pelets-Sinter:
En capítulos anteriores ya se ha tratado sobre la preparación del mineral de hierro y la fabricación de
pelets y sinter que constituyen la carga metálica para los altos hornos. Aquí recordaremos algunas de
las características principales con los valores deseables para una buena marcha del alto horno.
Granulometría Ley Fe
Mineral de Hierro 10 a 30 mm > 60%
Pelets 9 a 16 mm > 64%
Sinter 5 a 50 mm • 57%
1000 kg

30
10.2.4.4 Mineral de Manganeso
Este se agrega a la carga del alto horno sólo si se han decidido una marcha del horno a alta
temperatura para producir la desulfuración dentro del mismo horno, pero ello lleva aparejado un
mayor consumo de coque. Entonces muchas plantas optan por desulfurar el arrabio fuera del horno,
agregándole soda cáustica (Na2CO3).
10.2.5 Reacciones Principales en el Alto Horno
Dentro del alto horno se denomina reducción indirecta a aquella que se realiza por los gases y
reducción directa a la que ocurre por contacto "directo" con el carbono proveniente del coque.
A nivel de toberas se produce la combustión del coque:
C + O2 = CO2
CO2 + C = 2CO
Las ecuaciones que gobiernan la reducción de los óxidos de hierro son las siguientes:
a) Por sobre los 570 °C y con CO:
3 Fe2O3 + CO = 2 Fe3O4 + CO2 (-53740 joule)
Fe3O4 + CO = 3 FeO + CO2 (+36680 joule)
FeO + CO = Fe + CO2 (-16060 joule)
El signo menos implica desprendimientos de calor, el signo más significa absorción de calor.
b) En el nivel del vientre del horno e incluso algo más arriba se producen simultáneamente las
reacciones:
FeO + CO = Fe + CO2
CO2 + C = 2 CO
A una temperatura superior a 900 °C todo el CO2 producido en la reacción del FeO reacciona con el
carbono sólido y vuelve a convertirse en monóxido de carbono.
Como ambos procesos transcurren simultáneamente es posible representarlos en forma de reacción
sumaria, la cual se llama reacción de reducción directa.
FeO + CO = Fe + CO2
CO2 + C = 2 CO
c) Otras reacciones que ocurren del alto horno cuando se inyecta gas natural en las toberas, para
disminuir el consumo de coque son:
3 Fe2O3 + H2 = 2 Fe3O4 + H2O (- 12890 joule)
Fe3O4 + H2 = 3FeO + H2O (77540 joule)
FeO + H2 = Fe + H2O (+24790 joule)

31
10.2.6 Consumos Específicos, Controles de Operación y Producción
10.2.6.1 Composición típica de un arrabio para acería:
• C: 4 - 4,5%
• Si: 0,5 - 1,2%
• Mn: 0,2 – 1,2%
• P: 0,15 – 0,2%
• S: 0,02 – 0,07%
• Fe: El resto.
10.2.6.2 Consumo de Coque
Actualmente el consumo de coque por tonelada de arrabio producido esta en el orden de los 400 -
450 kg.; esto es posible al insuflar 150 m3
/t de gas natural y con contenidos de oxígeno en el viento
del 32% (170 m3
/t).
10.2.6.3 Controles de Operación
Los modernos altos hornos funcionan con un alto grado de automatización. Los controles son más
eficientes desde las experiencias de apagados de hornos en marcha y su posterior corte (disección)
que permitió observar las distintas zonas de elaboración del horno como en cámara detenida. Así se
ha logrado determinar para cada alto horno su sistema, que sólo nombraremos, que se denomina
Recta Operatoria. Ésta se construye con los balances térmicos y químicos del alto horno, a través de
las distintas reacciones y el tenerla graficada permite observar en cuanto se aparta el funcionamiento
del horno de su patrón ideal.
10.2.6.4 Los altos hornos en Argentina
• SIDERAR: el centro siderúrgico de General Savio (Ramallo) ex Somisa, a través de un plan de
inversiones logró modernizar el equipamiento para el control del proceso, de accidentes y
eliminando cuellos de botella e ineficiencias que impedían a los procesos posteriores obtener una
mayor producción.
El proceso de obtención en la plantas está formado por la planta de Sinter, la coquería, dos altos
hornos y la acería al oxígeno.
En la coquería, de 4 baterías con un total de 169 hornos de coquización, se elabora coque
mediante destilación de carbón en ausencia de aire.
En los altos hornos, partiendo de mineral del hierro, coque y sinter se obtiene arrabio líquido, el
cual fluye por canales de colada y se transporta en vagones termo hacia la acería, en la cual por
medio de 3 convertidores que se cargan con arrabio líquido y chatarra, se obtiene el acero
después de un proceso de oxidación. Este acero es volcado en la cuchara para luego obtener los
productos requeridos.
En el año 1999 se despacharon 2.131.490 toneladas de acero.
Los altos hornos a coque tienen las siguientes características:

32
Alto Horno 1:
Volumen: 1572 m3
Diámetro del crisol: 8,80m
Cantidad de toberas: 20
Cantidad de piqueras: 2
Cantidad de escorieros: 2
Caudal de viento: 2820m3/min (2 turbosopladores c/u de 11270 hp)
Temperatura del viento: 950 °c
Sistema de carga: alimentación por medio de skip.
Purificación de gas: carga de polvo (ciclones) y sistema de venturis (lavador)
Capacidad de producción: 2300 t/dia un - 840.000 t/año
Diseño: McKee
Puesta en marcha: año 1960 con el nombre de somisa
Alto Horno 2:
Volumen: 2247 m3
Diámetro de Crisol: 9,75m
Cantidad de Toberas: 27
Cantidad de Piqueras: 2
Cantidad de Escorieros: 1
Número de Estufas: 3
Caudal de Viento Soplado: 3500m3/ min (2 turbosopladores) c/u 23900 HP)
Temperatura del viento: 1150 °C
Sistema de Carga: Alimentación por medio de Skip
Purificación de Gas: Trampa de Polvo y sistema de venturis
Capacidad de Producción: 3630 t/dia - 1.32500 t/año
Diseño McKee- Head Wrightson
Puesta en Marcha: Año 1974 con el nombre de Somisa
Producción Anual de aceros en desbastes (en miles de toneladas):
Año 94/95 95/96 96/97 97/98 98/99
Producción (t) 1.461 1.706 1.858 1.922 2.070
Producción Anual de Arrabio (en miles de toneladas)
Año 94/95 95/96 96/97 97/98 98/99
Producción (t) 1.513 1.639 1.897 2.057 1.987

33
10.3 CONVERSIÓN AL OXIGENO
10.3.1 Evolucion del Proceso de Conversión para Fabricar Acero
Con el desarrollo de los procesos de conversión al oxígeno, especialmente el del convertidor LD, se
ha elevado notablemente la productividad de las acerías, constituyendo este acontecimiento un hito
de capital importancia en la historia de la siderurgia.
A efectos de apreciar esta aseveración, es conveniente efectuar una breve reseña histórica sobre la
evolución de este procedimiento para fabricar acero.
En 1855 Henry Bessemer inventó el convertidor que lleva su apellido. Es un método neumático,
dónde se obtiene acero líquido a partir de un arrabio también líquido.
Figura 1. Convertidor Bessemer
En la figura superior, se observa que el reactor posee un fondo perforado por el que se insufla aire a
presión. La corriente de aire atraviesa la masa de arrabio produciendo la oxidación de los
metaloides que el mismo contiene (C, Si, Mn). Los óxidos resultantes se escorifican o escapan a la
atmósfera como gases.
El calor necesario para mantener el baño metálico líquido se genera solamente con las mismas
reacciones exotérmicas de oxidación y escorificación, es decir que no necesita aporte calórico
externo.

34
Por su elevada productividad, este método tuvo difusión hasta el agotamiento de los yacimientos de
minerales pobres en fósforo y azufre. Para afinar arrabios ricos en estos dos elementos, Thomas en
1877 reemplaza el revestimiento refractario sílico aluminoso utilizado por Bessemer por uno básico
(dolomítico). De esta manera, podía adicionar cal dentro del convertidor para permitir la
desfosforación y desulfuración. Asimismo el fósforo utilizado como elemento termógeno
beneficiaba el balance térmico del reactor, lo que permitía la incorporación de pequeñas cantidades
de chatarra doméstica, reciclando de esta manera los desperdicios de la planta.
Sin embargo, debido a su carácter de procedimiento neumático, el inconveniente seguía siendo el
elevado contenido de nitrógeno en el acero obtenido (varía entre 0.01 y 0.02 % de N), que le
confería gran fragilidad y predisposición al envejecimiento, afectando de esta manera la
soldabilidad, aptitud al embutido profundo y deformación en frío.
Para disminuir el contenido de nitrógeno en el acero obtenido en el convertidor Thomas, entre los
años 1935 y 1945 se intentaron diversas técnicas de inyección, enriqueciendo el aire soplado de
oxigeno. Se llegó a trabajar con adiciones de hasta 35% de oxigeno, mejorando notablemente la
calidad del acero. Sin embargo, la elevada temperatura que se producía a la salida de la tobera (hasta
2300 ° C) deterioraba sensiblemente el refractario de fondo. Ello, sumado al elevado precio que
tenía el oxigeno en aquella época, hizo que estas técnicas no llegaran a afianzarse definitivamente.
En la medida que se fueron desarrollando procesos para obtener oxígeno a bajo costo, se estudiaron
métodos basados en la inyección de oxígeno puro por una lanza que se introducía por la boca del
convertidor. Podemos dividir dichos procesos en dos técnicas básicas:
1. Convertidor con lanza LD
2. Convertidor rotativo con lanza inclinada Kaldo o Rotor
El proceso LD tuvo su desarrollo en Austria, cuando este país debió reconstruir sus acería después
de la Segunda Guerra Mundial. Las primeras coladas, ya a escala industrial, se efectuaron en las
acerías Linz y Donawitz en 1952, resultando las primeras letras de dichas acerías las que dieron el
nombre al método LD
Figura 2. Convertidor LD
Baño de acero
Manga de
oxigeno
Revestimiento
básico

35
Esta primer producción de “acero LD”, fue la culminación de experiencias iniciadas por el profesor
R. Durrer en el año 1949.
Como puede observarse en la figura, el método consiste en inyectar oxígeno gaseoso puro (99.5 %)
a alta presión, sobre un baño líquido de arrabio mediante una lanza que penetra por la boca del
convertidor. Sin embargo, el valor del fósforo en el arrabio no debía ser mayor del 0.5 %, para ser
afinado con la técnica de una escoria. Para tenores de fósforo superiores, existen variantes del
método LD que permiten procesarlos (LD-AC y OLP) y que consisten en soplar oxígeno con una
suspensión de pequeñas partículas de cal.
La otra tecnología de soplado de oxígeno con lanza corresponde a los convertidores Rotativo y
Kaldo. Se trata de reactores que rotan alrededor de su eje a gran velocidad. El Rotativo es un
convertidor cilíndrico, cuyo eje es perfectamente horizontal.
Figura 3. Convertidor Rotatorio de Oxígeno
En el caso del Kaldo su eje forma un ángulo grande con la vertical.
Revestimiento
básico
Acero fundido Manga o soplador
de oxigeno

36
Figura 4. Convertidor Kaldo en posición de soplado de oxígeno
En estos procesos, la parte del revestimiento refractario que se encuentra en un momento dado por
encima del baño metálico resulta en un momento dado por encima del baño metálico resulta
calentada por los gases de escape, este calor es cedido al baño cuando esta zona del revestimiento es
cubierta por el mismo. De esta manera se beneficia el balance térmico del proceso, que llega a
admitir hasta un 40 % de chatarra en la carga (contra el 30 % del LD)
Asimismo, la rotación produce una agitación del baño con una consiguiente activación de los
intercambios del metal y escoria. Es posible así el afino de arrabios fosforosos.
Sin embargo estos métodos no han tenido gran difusión por el elevado consumo de refractarios
(debido a la erosión mecánica del baño metálico), su baja productividad (comparada con el LD) y lo
costoso y complicado de su instalación.
Por otra parte, las plantas siderúrgicas equipadas con convertidores Thomas seguían buscando
alternativas económicamente convenientes para transformar sus instalaciones en acerías de
conversión al oxígeno.
Para aprovechar el mejor equilibrio entre escoria y metal que tiene el proceso de soplado por el
fondo, se estudió el problema del prematuro desgaste del mismo.
Para ello se utilizaron toberas que simultáneamente al soplo del oxígeno, en forma paralela y
adyacente, insuflan un hidrocarburo cuyo cracking produce un efecto refrigerante en la zona, o
vapor de agua con el mismo propósito. Estos procesos se conocen desde 1968: convertidor OBM y
convertido LWS.
Revestimiento
básico
Acero
Manga de oxigeno
Eje de inclinación
Eje de rotación

37
Figura 5. Convertidor LWS
A partir de 1978 se desarrollaron convertidores que usan soplo combinado, es decir por el
tope y por abajo. Se trata con ello de aprovechar las ventajas del agitado para mejorar la
cinética de las reacciones, como la posibilidad del control de oxidación de escoria.
10.3.2 Fabricación de acero mediante proceso LD
Como ya se ha expresado, el convertidor LD es un reactor abierto que se carga con un 80 % de
arrabio líquido a 1350 ° C y un 20 % de chatarra de acero a temperatura ambiente, que son los
aportadores del metal Fe.
Liquido de
protección
(Conducto
Distribuidor
Revestimiento
básico
Ducto general de
oxigeno

38
Figura 6. Perfil de dimensiones de los convertidores LD de diferentes capacidades y de uso más
corriente
El arrabio líquido contiene de 6 a 7 % de elementos oxidables: más de 4 % de carbono,
aproximadamente 1 % de silicio y 1 % de manganeso y casi 0.1 % de fósforo. La combustión de
estos elementos con el oxígeno es la única fuente de calor en el proceso LD, incluyendo el calor que
se necesita para aumentar la temperatura del metal líquido de 1350 ° C hasta 1750 ° C en algunos
casos y también para fundir la chatarra.
Sin embargo, si no hubiera sido por el desarrollo de las plantas para obtener grandes volúmenes de
oxígeno, el proceso LD no se habría podido desarrollar. El empleo de aproximadamente 57 Nm3
de
oxígeno de alta pureza por tonelada de acero, que se sopla a una velocidad supersónica que excede
el Mach 2, no sería posible sin grandes cantidades de oxígeno de alta pureza (99.5%) que se surte a
la acería por tuberías.
El LD desplazó rápidamente al horno Siemens – Martin (SM) como productor de acero.
A continuación se enuncian algunas de las razones fundamentales:

39
1. A capacidades de producción proporcionales, los costos de instalación, de un LD son casi las
2/3 partes de los costos para instalar un SM.
2. Los costos de operación del LD resultan aproximadamente la mitad que los de un SM. El
costo del oxígeno resulta inferior que el de un combustible de buena calidad.
3. Su alta productividad; un LD puede alcanzar 550 ton/hora contra 75 ton/hora en el mejor caso
para un SM. Esta alta productividad ha permitido la conexión de la colada continua al
proceso, rediciéndose de esta manera el consumo de combustible de la planta e
incrementando la productividad.
4. El LD permite fabricar aceros de bajo carbono de tan buena calidad o mejor que un SM.
5. Insensibilidad al precio y calidad de la chatarra (ya que su precio es muy fluctuante debido a
la disponibilidad en el mercado). La chatarra representa sólo el 20-25 % de la carga y gran
parte de la misma puede ser de retorno de la planta. Al emplear equipos y prácticas
especiales, la carga de chatarra se puede reducir a un 12-15 % y el balance térmico
(enfriamiento necesario) se ajusta con paletas de mineral de hierro, lo que resulta más
económico.
10.3.3 Descripción de un convertidor LD
El convertidor LD es un recipiente cuya porción inferior es cilíndrica (denominada barril) y la
porción superior es abierta en forma de cono. En uno de sus lados posee un agujero de colada o
piquera, encontrándose ésta arriba de la unión del barril y del cono.
Sobre la boca, existe una campana de recolección de gases a efectos de minimizar la contaminación
del aire, pudiendo bajar ésta sobre la boca del convertidor para formar un sello bastante estanco. El
oxígeno se sopla desde arriba, por medio de una lanza que baja y se introduce al convertidor.
El convertidor está diseñado para girarse hacia delante o hacia atrás. La inclinación hacia atrás, de
casi 50°, se hace para cargar y muestrar: la inclinación hasta por debajo de la horizontal se emplea
para vaciar la escoria remanente, después de la colada. El giro hacia el frente, de 135° o más, se
empleará para vaciar el acero o sea efectuar la colada.
La cuchara de acero se ubica debajo del convertidor en un carro que viaja sobre rieles y se retira
desde abajo del convertidor, para que la grúa pueda levantar la cuchara de acero llena.
Se usan aparatos complejos para la depuración de los gases que salen del reactor LD. Es difícil la
limpieza del gran volumen de gases (humos), ya que las partículas son menores que un micrón. La
pérdida de polvos en un LD representa normalmente del 0.5 al 2 % de la carga.
Las acerías LD están constituidas generalmente por solamente dos convertidores; uno que está
produciendo acero y el otro en reparación de su revestimiento refractario. La instalación de un tercer
convertidor adicional permitirá, en principio, aumentar al doble la capacidad productiva de la acería.
Hoy en día, la capacidad de un convertidor oscila desde las 30 toneladas hasta las 300 toneladas.
En la figura siguiente, se detallan las dimensiones y los perfiles más utilizados para diseñar las
corazas metálicas de los convertidores, en función del volumen requerido.

40
Figura 7. Perfil de dimensiones de los convertidores LD de diferentes capacidades y de uso más
corriente
En la figura siguiente, se muestra un esquema de una Acería LD tradicional.
Figura 8.

41
10.3.4 Forma de operar un convertidor LD
Basculando el convertidor, la carga se inicia con la introducción de la chatarra mediante una batea
que un puente grúa inclina frente a la boca del convertidor, permitiendo de esta manera la caída de la
carga.
Luego, se vierte el arrabio líquido utilizando cucharas cuya parte superior posee un diseño especial
(en forma de pico), apropiado al trasvase del líquido.
Estando el convertidor en posición vertical, se baja la lanza y se comienza a soplar oxigeno.
Simultáneamente a ello, se efectúa la carga, a partir de tolvas especiales, de los escorificantes (cal,
caliza, dolomita, espato-flúor, etc.) y del mineral de hierro.
Una vez finalizado el soplado, se gira el convertidor en la misma dirección que la de la carga y se
realiza la toma de muestras y la medición de temperatura. Siendo correcta la composición y
temperatura del baño metálico, se bascula en convertidor en sentido contrario y se realiza la colada
de acero a través del agujero de colada (piquera), que el convertidor posee y que permite el vaciado
del mismo sin que mucha escoria pase a la cuchara de colada. La cuchara de acero es transportada
por un carro automotor hacia el sector de lingoteo o de colada continua.

42
Figura 9. Diversas posiciones del convertidor LD durante el trabajo.
Durante la colada, en la cuchara, se realizan todas las adiciones necesarias para desoxidar y corregir
la composición. La escoria se vuelca girando el convertidor hacia el lado opuesto al de colada,
cayendo la misma a un pote soportado en un carro especial que lo lleva fuera del edificio.
A continuación se detallan los tiempos insumidos en cada una de las etapas mencionadas
anteriormente.
Etapa Tiempo Insumido (min.)
Carga de chatarra y arrabio 5.5
Soplado de oxígeno 17.1
Toma de muestras y temperatura 5.9
Colada de acero 5.7
Vaciado de escoria 2.2
Total 36.4

43
10.3.5 Características metalúrgicas de la conversión de oxígeno puro
Los fenómenos metalúrgicos se desarrollan en tres zonas perfectamente diferenciadas:
Figura 10. Principales zonas que se forman en el interior del convertidor
La zona 1 es la pequeña zona sometida a la acción directa del chorro de oxígeno. Corresponde a un 3
% de la superficie total del baño. Las reacciones de oxidación se producen a temperaturas superiores
a los 2500° C. una parte de los óxidos se desprende en forma gaseosa (CO, CO2, SO2), mientras que
la otra parte de los óxidos, junto con la cal que se agrega, forma un anillo de escoria activa.

44
El oxígeno disuelto en adyacencias de la zona 1 se difunde rápidamente a la zona 2 del baño. Es así
como se produce una circulación provocada por el aumento de densidad de la parte del baño de la
zona 1, de cual se han eliminado los elementos que acompañan al hierro. Debido a que la densidad
relativa de la zona 1 es aproximadamente 7.1 y 6.5 la de la zona 2, se produce un movimiento
descendente del metal líquido, acompañado por un desprendimiento gaseoso provocado por la
combustión del carbono.
El metal afinado de la zona 1 se mezcla con la el arrabio de la zona 2 y como consecuencia de las
altas temperaturas existentes, cede su exceso de oxígeno produciendo en consecuencia una
desoxidación.
El desprendimiento de CO favorece el descenso del metal afinado de la zona 1, pues las burbujas de
CO dentro de la zona 2 acentúan la diferencia de densidades y favorecen el movimiento.
Figura 11. Circulación del baño metálico originada por el desprendimiento de burbujas de CO
Los óxidos así formados, son atrapados por la escoria de la zona 3. Dicha escoria de ferrita de calcio,
puede fijar el pentóxido de fósforo.
El FeO y MnO formados en la zona 1 y absorbidos en la escoria provocan en la zona 3 aparte del
afino, una reducción del Mn.
Una característica importante del proceso LD, es la regulación automática del afino. Cuando al final
de la conversión son menores las necesidades de oxígeno y las velocidades de las reacciones
disminuyen, la circulación del baño se frena sola. También cesa la ebullición del CO.
Por lo tanto, el baño no puede seguir enriqueciéndose en oxígeno, porque tiende a tener una
composición más homogénea.
CO
CO
CO
O2

45
La operación del LD dura aproximadamente 36 minutos tiempo tap-to-tap, de los cuales 18 minutos
corresponden al soplado.
Se consumen 57 Nm3
de oxígeno por tonelada de acero, de los cuales 36 Nm3
son necesarios para la
combustión del C, 4 Nm3
para la oxidación del Si, 8 Nm3
para la oxidación del Mn, 4 Nm3
para la
escorificación del Fe y 2 Nm3
para la oxidación del P y S. El resto, 3 Nm3
, pasa a los humos.
10.3.5.1 Química del afino del proceso LD
El afino del arrabio líquido por oxígeno puro está regido por las reacciones clásicas de oxidación de
las principales impurezas del arrabio: C, Si, Mn y P, acompañada por la reducción del nivel de
azufre.
La composición del arrabio cargado y del acero obtenido de una hornada típica es la siguiente:
C (%) Si (%) Mn (%) P (%) S (%) Fe (%)
Arrabio 4.30 1.20 1.00 0.12 0.03 93.4
Acero 0.08 0.00 0.20 0.02 0.015 99.7
El diagrama de Ellingham, abajo indicado, expresa que a la temperatura de fabricación del acero, el
carbono, el silicio y manganeso son oxidados con preferencia al hierro. Sin embargo el fósforo y el
azufre no pueden ser eliminados por oxidación a menos que la actividad de sus óxidos se reduzca, o
sea en el caso del azufre que se forme sulfuro estable.

46
Temperatura (°C)
0 500 1000 1500 2000
-50
1/2 S2 + O2 SO2
-100
2/5 P2 +O2
2 Fe + O2
2/5 P2O5
2 FeO
-150
2 Mn +O2
Si +O2
2 MnO2
SiO2
-200
2 C+ O2 CO2
-250
Figura 12. Diagrama de Ellingham
La reducción necesaria de la actividad del pentóxido de fósforo se alcanza por la formación de una
forma básica, que también posibilita la estabilización del azufre en la forma de sulfuro.
10.3.5.2 Reacciones de afino
Dentro del proceso coexisten tres fases distintas: atmósfera, escoria y el baño metálico. Dentro de la
nomenclatura generalmente utilizada, las concentraciones de la fase gaseosa se indican entre llaves {

47
}. Las correspondientes a la escoria se indican entre paréntesis ( ), mientras que las concentraciones
de baño metálico se representan con una raya debajo.
El proceso en sí, comienza cuando el oxígeno soplado se disuelve en el baño metálico según la
siguiente reacción:
½ { O2 } -------- ›O
Habiéndose disuelto el oxígeno dentro del baño metálico, se combina con el hierro disuelto
formando óxido ferroso que va a la escoria:
Fe + O ------------› (FeO)
Es así como se produce la remoción del carbono, silicio y manganeso, ya sea por acción directa del
oxígeno o a través de la escoria altamente oxidada:
Carbono: C + O -------------- › {CO}
C + (FeO) -------------- › {CO} + Fe
Silicio: Si + 2 O ----------------› (SiO2)
Si + 2 (FeO) ---------------› (SiO2) + 2 Fe
Manganeso: Mn + O ------------------› (MnO)
Mn + (FeO) --------------› (MnO) + Fe
10.3.5.3 Desfosforación
La oxidación del fósforo no se desarrolla preponderantemente en la profundidad del baño metálico,
sino en la interfase metal – escoria de acuerdo a la siguiente reacción:
2 P + 5 (FeO) + 3 (CaO) ----------------- (3 CaO . P2O5) + 5 Fe
Es así como el fosfato tricálcico se retiene con seguridad en la escoria.
En ausencia de cal, el proceso de oxidación del fósforo es posible a temperaturas relativamente bajas
(recordar el diagrama de Ellingham antes indicado), formándose fosfato de hierro 3 (FeO) . P2O5.
Sin embargo, este compuesto es inestable a elevadas temperaturas y tiene lugar su descomposición y
el paso del fósforo al metal. Por eso el papel principal en el traspaso del fósforo a la escoria lo juega
el CaO con la condición de presencia del FeO en la escoria en una correlación determinada con el
CaO.
10.3.5.4 Desulfuración
Así como es fósforo, el azufre es una impureza nociva en el acero ya que éste posee una solubilidad
ilimitada en el hierro líquido y limitada por el sólido. El acero con alto contenido de S al ser llevado

48
a la temperatura de laminación, forma fases líquidas en los límites intergranulares ocasionándose
desgarraduras y grietas durante el proceso de laminado.
La reacción es la siguiente:
Fe + S + (CaO) -------------------› (FeO) + (CaS)
siendo ésta fuertemente endotérmica, requiriendo una temperatura elevada para proceder hacia la
dereha. También es necesaria una buena agitación, la cual es favorecida en el proceso LD.
El gran inconveniente es que la solubilidad del CaS en la escoria es limitada, a pesar de que se tenga
alta temperatura y buena agitación, por ejemplo, si las muestras consecutivas indican: 0.035, 0.032,
0.029, 0.029 % de S; es que se ha alcanzado el límite de saturación de la escoria para el azufre bajo
las condiciones dadas de temperatura y oxidación. El único remedio es hacer más escoria para
incrementar la capacidad de absorción del azufre, lo que significa una mayor utilización de
fundentes (cal y fluorita) lo que atenta seriamente contra los refractarios que conforman el
revestimiento de trabajo del convertidor.
Asimismo el FeO, resulta del lado derecho de la ecuación anterior, es decir que al comienzo la
escoria debe ser reductora para crear las condiciones para desulfurar, sin embargo pasa lo contrario
ya que LD es basicamente un proceso de oxidación y se genera mucho FEO; asi pues, una
descarburación eficiente crea condiciones menos favorables para una buena desulfuración. Dicho de
otra manera, la decarburación, la desilicación y la desfosforación son incompatibles con la
desulfuración.
Por otra parte, del diagrama de Ellingham surge que la eliminación del azufre por oxidación no es
posible, dado que ningún óxido de azufre existe a las temperaturas de aceración. En conclusión:
debe limitarse en lo posible el ingreso de S al LD.
En la figura de la página siguiente se ha graficado la variación de algunos de los elementos que se
encuentran dentro del baño metálico durante el soplado de oxígeno.
10.3.6 Revestimiento refractario para el convertidor LD
Durante el periodo de afino tiene lugar una gran agitación del baño metálico, formación de escorias
líquidas y espumosas que suben hasta el borde superior del recinto del convertidor, ataque de
fluoruro de calcio (Fe2Ca), producción de altas temperaturas (aproximadamente 2600 ° C en los
puntos de impacto de los chorros de oxígeno) y salida de gases portadores de partículas sólidas a alta
velocidad (1500 ° C a la salida por la parte superior del convertidor)

49
Figura 13. Variaciones que experimenta la composición del baño metálico en la fabricación del
acero por el proceso LD
A continuación se indican las solicitaciones que actúan sobre el revestimiento refractario.

50
Figura 14. Solicitaciones

51
En definitiva los esfuerzos a los que están sometidos los refractarios de un convertidor se clasifican
en:
1. Mecánicos
2. Térmicos
3. Químicos
En el gráfico siguiente se detallan cada uno de ellos:
Químicos
Corrosión Oxidación
Adiciones
CaF2
Escoria
Análisis, Temperatura,
Permanencia, Cantidad,
Fluidez
Atmósfera
O2
CO
CO2
Figura 15. Esfuerzos a los que están sometidos los refractarios de un convertidor
Térmicos
Reacciones
Exotérmicas
Soplo de
Gases
Intermitencia
Operacional
Mecánicos
Carga Agitación
del Baño
Montaje
Impacto Erosión,
Abrasión
Esfuerzos de
compresión y
cizallamiento
Temperatura ,
Nivel y Duración
Tensiones, Choque
Térmico

52
El revestimiento refractario está formado generalmente por dos capas:
a) Revestimiento de seguridad: conformado por ladrillos o bloques de magnesita con un espesor
promedio de 150 mm, aplicado contra la corteza metálica.
b) Revestimiento de trabajo: se aplica sobre el revestimiento de seguridad y es el que está en
permanente contacto con el acero líquido.
Sobre la calidad a utilizar en el revestimiento o camisa de trabajo existen distintas tendencias bien
definidas.
La europea, utilizando revestimientos de dolomita con espesores que van desde los 600 mm hasta
900 mm. Se utiliza una vez calcinada, molida, mezclada con alquitrán y prensada en bloques. El
gran inconveniente de la dolomita es que es fácilmente hidratable y relativamente resistente a los
cambios bruscos de temperatura.
El agregado de alquitrán además de ligante, aumenta la resistencia a la hidratación y reduce el
ataque de infiltración de la escoria.
El consumo específico de los materiales refractarios dolomíticos es menor a los 5 kg/ton de acero.
La duración de las campañas de estos revestimientos oscilan entre las 400 y 600 coladas.
La tendencia americana es utilizar ladrillos de magnesita (MgO ---------› periclasa) La materia prima
para su fabricación es abundante en América del Norte, ya sea bajo la forma de MgCO3 o en su
defecto extrayendo la periclasa directamente del agua de mar.
Se utilizan bloques de magnesita fabricados según diversos procesos: bloques ligados con alquitrán,
bloques cocidos impregnados en alquitrán o ladrillos temperizados (a aproximadamente 200 º C el
alquitrán fluye entre la mayoría de los poros y se polimeriza)
El consumo de refractarios de magnesita en convertidores LD es menor a los 2.5 kg/ton de acero
producido. La duración promedio de un revestimiento de este tipo fluctúa entre las 800 y 1600
coladas.
Muchas acerías acostumbran a utilizar revestimientos compuestos, o sea formados por diferentes
calidades según el desgaste a que está expuesta cada zona del convertidor. Se determina las
solicitaciones a que está expuesto el refractario en esa zona y se elige la calidad que más se adapta a
esa solicitación. A éste se le llama “revestimiento balanceado”.

53

54
Figura 16. Revestimiento de convertidor mixto. Dolomía - Magnesia
En la figura anterior puede verse la constitución de uno de estos revestimientos mixtos.
En los últimos años los japoneses han introducido una nueva tecnología en materia de refractarios
para convertidor: la magnesia – carbono (MgO - C), que consiste en mezclar junto con la periclasa
partículas muy finas y muy puras de carbono, utilizando resinas fenhólicas como ligante. También
se le adicionan elementos antioxidantes como aluminio o silicio a efectos de evitar la oxidación
prematura del carbono.
La MgO – C tienen como propiedad fundamental una excelente resistencia a la corrosión de las
escorias.
El consumo específico de refractarios de magnesia – carbono para LD es menor a 1.5 kg/ton de
acero producido. En cuanto a campañas superan holgadamente las 2000 coladas.
El desgaste durante la operación, generalmente no es homogéneo en todo el revestimiento de
trabajo. Las distintas solicitaciones a las que está sometida cada zona del mismo, hace que el
desgaste localizado sea mayor en unas que en otras. En caso del desgaste puntual alcance el
revestimiento de seguridad implicaría la salida de operación de todo el revestimiento.
Es por ello que se utiliza la técnica de reparación en caliente o “gunitado” que consiste en la
proyección neumática de material refractario, después de cada colada, en aquellas zonas del
revestimiento que presentan un menor espesor.
Figura 17. Esquema de proyección en seco con lanza manual
De este modo la recuperación del espesor por proyección prolonga gradualmente la vida del
convertidor. El consumo de gunning varía entre 0.5 y 1 kg/ton de acero.
La utilización de revestimientos cada vez más costosos y sofisticados, a efectos de obtener aceros de
mejor calidad, ha hecho que uno de los principales objetivos de la acería sea disminuir el costo de
refractarios por tonelada de acero producida.
Materia
l
Tanq
ue
Manguera de
material
MD GUN
Manguera de agua
Convertidor LD
Aire

55
Para ello es necesario hacer un exhaustivo seguimiento y control del perfil de desgaste del
revestimiento, a fin de implementar las medidas correctivas necesarias, a los efectos de prolongar la
vida del revestimiento y que determinen una utilización racional del mismo.
Existe un sistema de control de espesores por rayo láser que informa con la precisión adecuada la
topografía del revestimiento, determinándose obviamente las áreas más críticas.
Figura 18. Sistema de control de espesores del refractario por rayo láser
La información es registrada en un gráfico, obteniéndose el perfil de desgaste. A partir de ello, es
posible programar la intensidad y frecuencia de las reparticiones con economía de tiempo y
consumo proyectable.
En el gráfico siguiente se observa que el costo específico del revestimiento disminuye en la medida
que aumenta la vida del mismo, ya que el precio, que es fijo, se puede distribuir en un mayor
número de coladas. Sin embargo el costo de proyección aumenta con el número de coladas.

56
Figura 19. Costos de revestimientos
Si sumamos ambas curvas, obtendremos otra que determina un costo mínimo a partir del cual la
prolongación de la vida mediante gunitado deja de ser económicamente conveniente, por lo que el
revestimiento debe concluir su campaña.
10.3.7 Lanza de oxígeno
La inyección de oxígeno al convertidor se hace a través de una lanza refrigerada por agua,
constituida por tres tubos concéntricos sin costuras. La lanza en su extremo termina en una cabeza
de cobre forjado o fundido. Esta cabeza es recambiable y se fija a los tubos de acero mediante una
rosca o con una soldadura.
Costo del
proyectable
Costo del
revestimiento
refractario
Costo total
Costo mínimo
Nro de
Coladas
Costo por ton de
acero

57
Figura 20. Tobera de una boquilla / Cabeza de la tobera de tres boquilas
El oxígeno se suministra por el tubo central, mientras que los dos exteriores sirven para suministrar
y evacuar el agua.
Aunque en los primeros años de desarrollo de los convertidores LD se utilizaban toberas de un solo
orificio teniendo en cuenta que los mismos eran de baja capacidad., hoy en día con el aumento de las
dimensiones de los convertidores y la cantidad de oxígeno suministrada se utilizan cabezas con
varios orificios que permiten un soplado diseminado, aumentando así la superficie de reacción.
Las toberas más utilizadas actualmente son las de tres orificios. Estos se disponen en forma de
abanico, inclinados sus ejes en un ángulo de 6º a 15º con respecto al eje de la lanza.
Se obtienen de esta manera importantes mejoras en el rendimiento metálico de la operación, en el
control de la formación de la escoria, en la duración del revestimiento refractario y en la
homogeneidad de la composición química y de la temperatura del baño.
Las lanzas están provistas de un enérgico enfriamiento por agua. Por ejemplo, la lanza de un
convertidor de 200 toneladas que posee tres orificios de 52 mm de diámetro, consume 200 m3
de
agua por hora. La duración de las lanzas depende de la forma de operar de cada acería, pero se puede
decir que su vida oscila entre 200 y 300 coladas.
Cada convertidor generalmente posee dos lanzas conectadas permanentemente a los circuitos de
agua y de oxígeno, encontrándose una en funcionamiento y la restante en reserva para el caso en que
falle la primera.
El caudal de oxígeno inyectado a través de la lanza varía entre 2 y 3 m3
/min/ton de acero.
El caudal de soplado y la distancia entre la punta de la lanza y el baño líquido tienen una capital
importancia en el desarrollo del proceso de afino. La altura de la lanza respecto del baño varía entre

58
1.2 y 2.5 metros. Se comienza soplando con la lanza alta, lo que permite la formación de una buena
escoria desoxidante y desfosforante. A medida que avanza el proceso se disminuye la altura del
soplado, o sea se baja la lanza para acelerar la decarburación.
La regulación de la altura de la lanza es un problema delicado por cuanto un soplado demasiado alto
puede sobreoxidar la escoria causando su inflamación y desborde por la boca del convertidor.
Inversamente, alturas reducidas de soplado decarburan el baño rápidamente sin formar una buena
escoria y en algún caso dada la alta velocidad del chorro de oxígeno (Mach 2), pueden ocurrir
perforaciones del fondo del convertidor.
10.3.8 Sistemas de captación y depuración de gases
En el proceso de fusión dentro del convertidor, especialmente en aquellos de gran capacidad, se crea
una gran cantidad de gases. Los gases escapan del convertidor recogen y arrastran una cantidad
importante de partículas de dispersión fina de óxidos de hierro, que se forman como resultado de la
oxidación directa del hierro y que no tuvieron tiempo para asentarse en la escoria.
En el caso de un convertidor cuya capacidad es de 100 ton puede generar aproximadamente 8000
m3
/ colada lo cual implica una contaminación promedio de 50-150g/m3
. teniendo en cuanta que las
normas sanitarias aconsejan no superar los 2g/m3
de partículas existentes en los gases arrojados a la
atmósfera, se hace necesario purificarlos previamente. Las instalaciones para ello representan una
alta inversión ya que el costo de instalación de las mismas alcanza el 30% del costo de la acería
propiamente dicha.
Un buen sistema de captación y depuración debe ser capaz de aspirar, enfriar y depurar
eficientemente los variables de volúmenes de gases que dejan la boca del convertidor, operando en
forma regular o estable y tener bajos costos de operación.
En general, todas las instalaciones incluyen una zona de captación, una de enfriamiento (por
inyección de agua, por caldera de recuperación o por regeneradores refractarios), una primera
separación de las partículas más gruesas, una segunda separación de las partículas más finas y
finalmente la evacuación de los gases de la chimenea o al gasómetro de almacenamiento.
a) La captación:
Los gases que dejan el convertidor poseen un alto porcentaje de monóxido de carbono
(alrededor del 80%), siendo el resto casi totalmente dióxido de carbono. Estos gases salen a
una temperatura de aproximadamente 1500 º C.
Para su captación se pueden plantear dos soluciones:
1- Permitir la entrada en la campana de captación de gases, del aire necesario para la
combustión del CO y CO2
. esto conduce a volúmenes elevados de gases y a la
generación de importantes cantidades de calores. Para ello se debería disponer de
una instalación de grandes dimensiones y de elevado costo operativo.
2- Evitar toda entrada de aire exterior en la campana de captación, permitiendo sólo
la aspiración de gases provenientes del convertidor.
De esta manera se obtienen instalaciones de dimensiones adecuadas al tratamiento de
volúmenes significativamente menores de gases y asimismo no se necesita prever métodos
para la extracción de calor producido por la combustión de CO.
Existen métodos (japoneses y franceses), que trabajan según este principio, cerrando el
espacio comprendido entre la boca del convertidor y la campana de captación, por medio de
una chapa circular o pollera que se baja luego de comenzar el soplo.

59
Figura 21. Sistema de captación de gases
La estanqueidad del sistema es además asegurada por medio de una cortina de nitrógeno, o
por el mantenimiento de una sobrepresión en la zona.
Estas instalaciones deben estar además diseñadas para evitar toda infiltración de aire en el
resto del sistema, a efectos de impedir la formación de mezclas explosivas
Luego de la depuración, se obtienen importantes volúmenes de gases combustibles ricos
(2000 Kcal/m3
), que pueden ser utilizados en la misma acería o depositados en el gasómetro
y así utilizados en el resto de la planta.
En los últimos años se han desarrollados métodos que son en cierta medida una combinación
de las soluciones 1 y 2.
Definiendo así:
n = cantidad de aire exterior absorbido
cantidad de aire teórico p/combustión
total de CO
se utilizan hoy en día instalaciones que trabajan con n = 0.2 a 0.4, obteniéndose así
beneficios de ambas soluciones: suavidad de marcha, volumen reducido de la instalación y
costos razonables de operación.
b) La depuración:

60
Estas instalaciones sirven para la limpieza de los gases de escape, mediante la separación de
las partículas en suspensión.
Existen diversos temas:
1. Electroestático: se provoca la ionización de las partículas en suspensión mediante
cambios de dirección y/o choques. Las partículas son sometidas posteriormente a un
intenso campo eléctrico, establecido entre una sucesión de placas.
2. Venturi – Scrubber: se inyecta una lluvia de gotitas de agua en la corriente de gas sucio
que atraviesa a gran velocidad la garganta de un venturi. La diferencia de velocidad entre
partículas y gotitas de agua provoca choques en los que la partícula queda atrapada en la
gotita formando así una unidad de masa mayor que es fácilmente eliminada de la
corriente gaseosa por separación ciclónica o por cambios de dirección. Este sistema ha
tenido una gran difusión. Se lo ha perfeccionado instalando venturis de garganta
regulable, lo que incrementa la eficiencia de la limpieza para volúmenes variables de
gases.

61
Figura 22. Sistema Ventura-Scrubber
3. Filtros de tejido: las partículas son retenidas en la trama del filtro. Los filtros son
sometidos a un movimiento vibratorio que permite que el polvo recogido caiga. Los
gases limpios son evacuados a la atmósfera o almacenados cuando se trata de una
instalación que prevé su recuperación. Las partículas separadas, que se presentan
generalmente bajo la forma de una masa barrosa conteniendo aproximadamente 60% de
Fe, son evacuadas o enviadas a una instalación de recuperación desde donde, luego de un
secado conveniente son transferidas a los sistemas de sinterización de minerales de
planta.

62
Figura 23. Filtro de Tejidos
10.3.9 Elementos de control en el convertidor LD
Es importante destacar que para un proceso que puede generar hasta 400 toneladas por hora, el
acortar la duración de una colada, ya sea en solamente una fracción de minuto, puede representar
beneficios significantes, si existe suficiente capacidad en la etapa subsiguiente (lingoteo o colada
continua) para aceptar la cantidad de acero producida.
El principal beneficio se debe obtener mejorando el desempeño de la primera afinación, es decir que
se debe evitar volver a resoplar la colada cuando no se da con la composición química especificada,
y también la velocidad y exactitud del control químico. El hecho de esperar de tres a cinco minutos
para obtener el resultado de la muestra después de bascular el convertidor, puede representar una
pérdida de producción importante.
La mejora del control de la afinación se obtiene primero tratando de cargar siempre arrabio de
calidad uniforme, lo que es más fácil de decir que de hacer en la práctica. Esto incluye el
desescoriado cuidadoso de toda la escoria que trae el arrabio líquido, la cual sale del alto horno con
alta proporción de azufre, que queda en el acero.
La lectura del nivel de carbono por el recómputo continuo del balance de carbono, a través de los
contenidos de CO y CO2 de los gases salientes, es todavía bastante incierta. La pérdida inicial de
carbono durante la carga del arrabio líquido, no es determinable y se sabe que es bastante variable y
el muestreo de los gases salientes (humos) está expuesto a errores instrumentales, tanto por la
cantidad de gases y sus tipos que salen del convertidor (las filtraciones y los orificios son frecuentes

63
obstáculos), como por el cambio de proporción de CO a CO2 y vapor de agua, durante el
enfriamiento de la muestra.
Las mediciones de la intensidad del sonido como una medida del nivel de carbono tuvieron éxito en
Europa, pero no en Norteamérica que prefirió intentar relacionar el nivel de C con la medida
continua del peso total del convertidor durante el soplado, utilizando unos calibradores sensibles a la
deformación.
Un avance promisorio lo constituye la SUB – LANZA que es una lanza adicional que desciende en
forma paralela a la lanza principal de soplado y cuyas funciones básicamente son las siguientes:
• Medición del nivel del baño
• Medición de la temperatura del baño
• Medición del tenor C del baño
• Medición de la solera del convertidor
• Extracción de muestras
Con anterioridad al desarrollo de la sub – lanza se tenía control solamente sobre los parámetros de
entrada el sistema. A través de los balances de masas y de calores se plantearon modelos
matemáticos que interpretan al modelo en sí, mediante el uso de una computadora digital. De esta
manera, con la composición y temperatura del acero especificado, se calcula la cantidad de oxígeno
a soplar y el volumen y composición de escoria para desfosforar y desulfurar, lo que determina la
cantidad de cal y ferroaleaciones necesarias.
Al final del soplo, se mide composición y temperatura del baño y se hacen las correlaciones
correspondientes ya sea mediante adiciones o resoplando la colada, a efectos de lograr la calidad
deseada.
Este constituye un “control estático” y se basa solamente en el conocimiento de los parámetros
iniciales del sistema.
Con la introducción de la sub-lanza, que permite medir valores en varias oportunidades durante el
proceso, es posible realimentar el sistema, corrigiendo durante el soplado las irregularidades
detectadas a través de estas mediciones. Este tipo de control efectuado durante el soplado, se
denomina “control dinámico”.
Mientras que con el control estático se garantizan un 40% de coladas sin resoplo, con la utilización
de la sub-lanza se llega a incrementar a un 90% el número de coladas sin resoplar.
Sintetizando, el uso de la sub-lanza trae aparejado los siguientes beneficios:
• Reducción del consumo de refractarios en el orden del 20-30%
• Aumento del rendimiento de Fe en un 0.8 – 1.3 %
• Reducción del consumo de ferroaleaciones en el orden del 1 a 2 kg/ton acero.
• Reducción del número de coladas resopladas a < 10%
• Reducción del tiempo tap-to –tap de 45’ a 35’
• Reducción del costo de acero en el orden de 10 a 15 U$S/ton
Como contrapartida, la sub-lanza requiere un alto costo de instalación.
Usualmente, la mejor herramienta de control es, en gran medida, el cuidadoso análisis estadístico del
comportamiento de una gran número de coladas y la determinación del significado y la magnitud de
los efectos de las variables individuales que actúan simultáneamente.

64
10.3.10 Usos de gases inertes
Hacia el final del soplo se acostumbra reemplazar la mayor parte o todo el oxígeno con un gas
inerte, con el fin de minimizar la sobreoxidación del baño. La decarburación final se obtiene
agitando el acero y la escoria y promoviendo así una reacción entre el FeO ya presente y el carbono,
sin generar más óxido. Por lo tanto, la mejor desoxidación en el convertidor y la elevación ligera del
rendimiento del Fe, parecen ser posibles, lo que a su vez puede dar una mejor recuperación de las
adiciones aleantes y posiblemente un acero más limpio.
El uso de argón evita la renitrogenización del baño del baño; si ésta no es indeseable, se puede
emplear nitrógeno. Existen informes de que se ha tenido éxito con nitrógeno seguido por un barrido
con CO2, aún cuando este último puede ser difícil de obtener en cantidad suficiente y de que es un
oxidante alas temperaturas de aceración.
Existen dos métodos: ya sea que el oxígeno se reemplace con argón a través de la lanza, o que el gas
inerte se sople dentro de acero a través de varios bloques porosos, hechos en magnesita, que se
localizan en el fondo del convertidor. Existen procesos muy satisfactorios, variantes del principio de
soplo por el fondo.
10.3.11 Procesos de conversión por soplo combinado
Consiste en combinar la técnica de soplar oxígeno mediante lanza (LD) y la de soplar con el fondo
utilizando un medio poroso. La utilización de ambas tecnologías permite obtener un proceso mucho
más equilibrado.
En el cuadro inferior se resumen las principales características de cada uno de los procesos.

65
O2 O2
GLP O2 O2, Ar N2, GLP
Soplo por arriba Soplo por fondo Soplo combinado
(Figura 28a) (Figura 28b) (Figura 28c)
Alta temperatura de escoria
(buena escorificación)
Baja temperatura de escoria
(escorificación pobre)
Temperatura media de escoria
(escorificación adecuada)
Reacción metal – escoria
lenta
rápida
equilibrada
Agitación del metal pobre Agitación del metal fuerte Agitación del metal razonable
En la última década este proceso se ha venido generalizando mundialmente gracias a los beneficios
económicos y la calidad de acero obtenido.
Otro motivo de esta expansión ha sido la rápida y fácil instalación, sumado al bajo costo que implica
modificar los convertidores LD existentes.
Dentro de los convertidores de soplo combinado se encuentran en operación los procesos LBE de
origen europeo y el LD-KGC de origen japonés siendo este último el que parece marcar la tendencia
futura.
Teniendo en cuenta las reacciones de oxidación que se producen en la boca de las toberas del fondo
del convertidor, verificándose allí las mayores temperaturas del proceso, fue necesario buscar un
método para refrigerarlas a fin de evitar su rápida fusión. Las adiciones de vapor de agua al chorro
de oxígeno fue una solución, pero aumenta el contenido de hidrógeno al acero, sin incrementar la
capacidad de fusión de chatarra.
Este conocimiento condujo al desarrollo del enfriamiento de las toberas con gas combustible. Las
toberas son dos tubos concéntricos con el tubo exterior (anillo) que conducen gas natural u otro
hidrocarburo a presión. Su disociación seguida por la combustión, toma un minuto, pero el tiempo
de esta “microdemora” es suficiente para proteger las boquillas de las toberas y desarrolla suficiente
calor para fundir importantes cantidades de chatarra. El consumo de gas es del 5 al 10 % de el del
oxígeno.
Un gran número de toberas se localiza en el fondo del convertidor, dispuestas en general en cuatro
hileras de a siete.

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