U2) Minerales de Hierro

CAPITULO 2 MINERALES DE HIERRO

1- Generalidades El hierro constituye cerca del 5,08% en peso de la corteza terrestre. Entonces los principales elementos sobre la superficie de la tierra son:

Como vemos en este cuadro el Fe ocupa el cuarto lugar de los elementos simples. Es uno de los siete metales conocidos desde la antigüedad. Aunque muy raramente se encuentra libre en la naturaleza el hierro, la facilidad con que sus óxidos son reducidos por el carbón y la abundancia de los mismos en la superficie terrestre, hicieron posible su descubrimiento y aplicación a la fabricación de utensilios y armas.

El hierro se encuentra en numerosos minerales y mineraloides, magnetita (Fe3O4), hematita (Fe2O3), limonita (Fe2O3 .nH2O), siderita (FeCO3), pirita (FeS2), etc. Esto minerales se pueden utilizar, si bien hay una diversidad de minerales de hierro distribuidos sobre la corteza terrestre (óxidos, carbonatos, sulfuros, sulfatos, silicatos, etc.) son pocos los minerales usados industrialmente como fuente de hierro son: tres óxidos (magnetita, hematites y limonita) y también un carbonato.

La razón estriba en la cantidad de metal, o ley, que el mineral contenga. Para ser utilizados en la industria siderúrgica estos materiales deben contener un mínimo de 40% de hierro. Las impurezas (ganga), que siempre acompañan a los minerales, disminuyen el porcentaje de hierro en los mismos. Se han propuestos varias clasificaciones sobre los minerales de hierro que son:

a) Características de riqueza de los minerales de hierro son: • Minerales ricos > 55% de hierro • Riqueza media de 30% a 55% de hierro • Minerales pobres < 30% de hierro

b) Clasificación por la naturaleza de su ganga: • Minerales silíceos • Minerales calcáreos

c) Clasificación por su tenor de manganeso. d) Clasificación por su grado de pureza:

• Minerales puros (P ≤ 0,075%) • Minerales medios (P:0,075 a 1,7%) • Minerales fosforosos (P<1,7%)

Otros Materiales que aportan hierro: • Cascarilla de laminación (aglomerada) >70% Fe • Polvo de Alto Horno (aglomerado) 30% a 50% Fe • Chatarra de hierro y acero

Video 1 desde yacimiento hasta su aplicación

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2- Posibilidades de utilización de los minerales Los factores que determinan o influyen en la posibilidad de explotar los yacimientos

de mineral de hierro, son los siguientes: a) Situación geográfica b) Riqueza del mineral c) Reservas del yacimiento d) Composición y naturaleza de la ganga e) Condiciones físicas, principalmente porosidad o compacidad f) Grado de pureza (contenido en P y S principalmente) g) Grado de humedad y de elementos volátiles, agua combinada y CO2 que suele

contener.

Hablamos a definir a cada unos de estos ítems:

a) Situación Geográfica Tiene una importancia extraordinaria el lugar donde se encuentran los yacimientos del mineral. Su distancia a los centros industriales, a las líneas de comunicación o puertos de embarque, ferrocarril, son factores decisivos para su explotación. En ciertos países como Bolivia, Brasil, India, China etc., ej. hay minerales muy ricos que no se pueden extraer por encontrarse en zonas poco civilizados o estar situados muy lejos de los centros de consumo, o haber grandes dificultades de transporte.

En cambio en Alemania, Francia, Inglaterra, etc. La mayor parte los yacimientos a cielo abierto, hay minerales de ley bastante baja de hierro (aprox. 30%), que se explotan con éxito debido a su cercanía a las líneas de transporte o a su proximidad a las instalaciones siderúrgicas. b) Riqueza del mineral El contenido de los minerales es uno de los factores que tiene más influencia en las posibilidades de explotación. Se comprende que a igualdad de otras circunstancias, cuanto mayor sea su riqueza, más interesante será su utilización. En la actualidad, se explotan minerales con 20 a 68% de hierro. En este aspecto es interesante señalar que los criterios sobre la posible utilidad de los minerales han cambiado después de la Segunda Guerra Mundial. Hasta entonces, en Norteamérica se explotaban casi exclusivamente minerales de 50 a 60% de hierro, pero posteriormente, cuando Norteamérica comenzó a vislumbrar dificultades en el abastecimiento de minerales para su industria siderúrgica, por ser cada vez más limitada la capacidad de sus ricos yacimientos, cambiaron esos criterios. Se iniciaron numerosas investigaciones sobre el aprovechamiento de minerales de baja ley y, a partir de esa época, se extraen con éxito minerales mucho más pobres. Se consiguió, ej. la taconita, que es un mineral del que hay en Norteamérica reservas importantísimas, pero con solo 25 a 35% de riqueza, se pueda utilizar con gran éxito después de ser sometida a concentración adecuada. La taconita contiene en forma de magnetita y en forma de hematites. Es muy dura y compacta, encontrándose el mineral en forma de granos finos. Se concentra por métodos magnéticos, después de ser molida hasta tamaños de polvo muy finos. Al pesar que este mineral es de baja ley (25 a 35% Fe) se puede utilizar con éxito por ser aglomerado. c) Reservas del yacimiento La capacidad de los yacimientos tiene mucha importancia. En efecto, siendo muy grandes las inversiones que hay que hacer en las minas en infraestructuras,




comunicaciones, maquinaria, instalaciones, medios de transporte, etc., se comprende que las explotaciones solo tienen interés cuando las fuertes inversiones de capital que hay que hacer se amorticen sin dificultad. Esto solo es posible cuando se trata de grandes yacimientos en los que se pueden obtener grandes producciones. En este aspecto, se comprende que es preferible un yacimiento con una riqueza de 56% de Fe, de gran capacidad y que pueda ser explotado durante 30 años, por ej. que un yacimiento con una riqueza del 60% que solo pueda ser explotado durante 2 años. d) Composición y naturaleza de la ganga

La ganga de los minerales de hierro esta constituida por materias terrosas de carácter arcilloso, calcáreo o silicioso, que contribuyen más o menos tiende a disminuir el valor del mineral. El peso de la ganga varía de acuerdo con la o calidad del material, suele representar de un 35 a 50% del peso total del mineral en bruto. Los materiales que constituyen la ganga se clasifican en dos grupos, según sea su comportamiento en la formación de escoria en alto horno:

• Los constituyentes ácidos: principalmente sílice y alúmina • Los constituyentes básicos: principalmente cal y magnesita.

Como la mayoría de los minerales son de carácter silicioso (acido) y en los altos hornos interesa que las cargas sean ligeramente básicas y que la relación cal (CaO) y magnesita (MgO)/ sílice (SiO2) y alúmina (Al2O3)= 1.2, hay, en general, demanda de minerales con ganga calcárea y de minerales que tengan bajo contenido en sílice.

Existen minerales en el norte de Francia con ganga prácticamente autofundente (índice 1,2 parox), que no necesitan casi aportación de caliza para formar la escoria. Influencia de los distintos elementos de la ganga

Al estudiar las características de la ganga, es interesante señalar el comportamiento de los diferentes elementos que contiene el mineral y clasificarlos, de acuerdo con su aptitud de reducción en el alto horno, en cuatro grupos:

• Elementos que nunca pasan al fundición, como el: Ca, Mg, Al, Na, K. • Elementos que siempre pasan al fundición, como el: P (< 0.05%) y As

(<0.2%) y los metales Cu, Ni, Co, Mn, Cr y Va que pasan casi completamente (50 al 95%).

• Elementos que pasan parcialmente a la fundición, como el : Si, S y Ti • El cinc se volatiliza y el plomo se recoge en el fondo del crisol.

Señalaremos a continuación, lo que ocurre con los elementos o compuestos que

suelen encontrase presentes en los minerales de Fe: a) Normalmente todos los minerales contienen cal (CaO), magnesia (MgO) y alúmina (Al2O3), que son materias que pasan a la escoria por no ser reducidos esos óxidos en el alto horno, deben tenerse siempre muy cuenta y suelen variar de 2 a 20%:

• La proporción de alúmina debe ser vigilada y se recomienda que este comprendida entre el 10 y el 15%. No conviene emplear contenidos inferiores al 10%, ni superiores al 15%, porque influyen desfavorablemente en la la fluidez de la escoria y en su fusibilidad. En esos casos, es necesario alcanzar en el horno temperaturas muy elevadas, lo cual exige un mayor consumo de coque.

• Los álcalis (Na2O y K2O) pasan a la escoria en su mayor parte (75%). El resto sufre ciclos sucesivos de volatizaciones y reducciones que crean problemas en la marcha del alto horno.




b) El fósforo y el Arsénico, que contiene los minerales de Fe, pasan totalmente a la fundición, este valor se calcula con la siguiente fórmula:

Ambos elementos (P y As) son normalmente perjudiciales. Se consideran minerales de mala calidad a los que contienen más de 0,05% de P o más de arsénico. El fosforo es muy perjudicial y solamente las factorías que fabricaban el acero por el procedimiento del convertidor Thomas, no solo no rechazaban los minerales que contenían fósforo, sino que necesitaban cargar en los altos hornos minerales con 0,7% de P.

De las impurezas que contienen los minerales, son completamente reducidas y pasan a la fundición el P, As, Cu, Ni, Co, Mn, Cr y Va.

La presencia de manganeso en los minerales de Fe siempre es de interés, varia de 0,2 a 1%. Se puede considerar que el 70 % del Mn que contiene el mineral, pasa a la fundición.

Los minerales más ricos, con 30 a 50% de Mn, se emplean para fabricar ferromanganeso, ya que siempre se deben obtener fundiciones con 0,5 a 2% de Mn. El precio del mineral de Fe aumenta con el contenido de Mn, que se suele encontrar en forma de braunita Mn2O3 o pirolusita MnO2. c) El silicio y el azufre pasan parcialmente a la fundición.

La sílice aparece siempre en mayor o menor cantidad en la ganga de los minerales, y el paso del silicio a la fundición depende de la marcha de trabajo y de las temperaturas que se alcancen en el horno durante el proceso de reducción. En general interesa que el contenido de sílice sea lo más bajo posible de 5% y el 9% se suelen considerar buenos. Lo más importante es la relación que hay entre las cantidades de cal y sílice (suelen utilizarse valores próximos a 1).

El azufre que contienen los minerales se presenta en forma de pirita (S2Fe) y del 5 al 10% pasa a la fundición. El contenido de azufre de los minerales no debe pasar del 0,2% y en los de alta calidad no pasa del 0,05%. Es interesante indicar que la escoria del alto horno no puede absorber un 3% de su peso en azufre y, además, cantidades de azufre superiores al 2% causan fragilidad de la escoria, que limita sus posibilidades de venta y comercialización.

Los minerales altos en azufre requieren una gran cantidad de escoria para su eliminación, lo que disminuye la productividad del alto horno y exige un gran consumo de coque. Una parte del azufre se puede eliminar por calcinación o sintonización de los minerales. El comportamiento del Ti que se encuentra en los minerales en forma de ilmenita, FeTi-O3 o rutilo, TiO2, bastante complejo. El Ti es reducido parcialmente, pero la mayor parte (del 90% y el 98%) pasa a la escoria y solo un porcentaje pequeño pasa a la fundición.




e) Características físicas y particularidades mineralógicas de los minerales La compacidad o porosidad de los minerales y las particularidades mineralógicas

tienen mucha importancia en los fenómenos de reducción. En el alto horno interesa que los trozos de mineral sean porosos, como lo son algunas hematites, y ofrezcan una gran superficie a la acción de los gases para que las reacciones se realicen con la mayor rapidez posible.

La magnetita es más difícil de reducir que las hematites y en general, los minerales duros y compactos son muy difíciles de reducir. Los carbonatos se les deben eliminar por calcinación, el CO2 que contienen.

Para facilitar la reducción del mineral en los altos hornos, cada día son más utilizadas las instalaciones de aglomeración.

Una escala de aptitud de reducción de los diferentes minerales de Fe por los gases del alto horno se da a continuación:

f) Grado de pureza Interesa que los minerales contengan solo pequeñas cantidades de fósforo y azufre, los contenidos de cada uno de esos dos elementos deben ser inferiores a 0.050%. Con el desarrollo de los convertidores de revestimiento básico ej. LD con oxigeno, Kaldo y Rotor pueden utilizarse minerales hasta con el 2% de fósforo, aunque con ciertas dificultades. Es decir que un mineral es puro o impuro en función del porcentaje de P y S. g) Grado de humedad y de elementos volátiles (Agua combinada y CO2)

Algunos minerales, por contener ciertas sustancias volátiles, deben sufrir tratamiento preliminares antes de ser cargados en el alto horno. De esa forma, es posible disminuir la cantidad de humedad, agua combinada y anhídrido carbónico, que son fácilmente eliminables y se separan con un simple calentamiento.

Normalmente, los minerales suelen tener de 3% al 10% de humedad y se pueden utilizar directamente en el alto horno. Sin embargo, hay ciertos minerales muy higroscópicos que absorben con facilidad gran cantidad de agua, llegando a contener hasta un 20 a 30%. Antes de utilizar estos minerales que, suelen ser de carácter terroso, como las limonitas y ocres amarillos, es necesario a un secado previo en hornos rotativos, para extraer una cantidad muy importante del agua.

Los carbonatos, también, deben ser siempre calcinados antes de ser cargados en alto horno para eliminar el CO2 y, por esas circunstancias son, en general, menos solicitados que los óxidos, que pueden ser empleados directamente en el alto horno. La calcinación de los carbonatos exige además un cierto consumo de combustible y con ello aumenta el costo de fabricación y disminuye el valor del mineral

Algunos minerales son difíciles de utilizar por su elevado contenido en azufre. En esos casos, el mineral suele ser sometido a una calcinación oxidante para eliminar parte del azufre en forma de SO2.




3- Principales minerales de hierro Los minerales que utiliza la industria siderúrgica son mezcla de minerales de hierro y de materia estéril o ganga. Esta última suele estar constituida por sílice, alúmina, cal y magnesia Desde el punto de vista industrial, pueden considerarse como minerales de hierro, aquellos que por su composición, características químicas y físicas, situación geográfica y por las reservas que hay en la zona donde se encuentran, pueden ser explotados en condiciones económicas satisfactorias. En la naturaleza, los minerales suelen estar constituidos por uno o varios minerales de hierro de composición definida, rodeados por otras materias estériles que forman la ganga o materias extraña que en mayor o menor cantidad acompaña al mineral que hacen que su riqueza real sea inferior a la que teóricamente le corresponde Tipos de minerales de hierro que se puede utilizar industrialmente son:

A continuación se describen las principales características y propiedades de los minerales más importantes: a) Magnetita Denominación química: Óxido ferroso-férrico y fórmula Fe3O4 o FeO.Fe2O3.

Es el mineral más rico en hierro que hay en la naturaleza y si no fuera acompañado de impureza, su composición seria de 72,4% Fe y 27,6 % de oxigeno, pero debido a las materias extrañas que le acompañan, su riqueza suele variar en los buenos yacimientos 55% a 66% de Fe.

La magnetita es un mineral muy duro, color pardo, casi negro, posee brillo ligeramente metálico (fig. N° 1) y cristaliza en el sistema cúbico. Por atraer a la aguja imantada y por poseer propiedades magnéticas recibe el nombre de magnetita.

Fig. N°1. Aspecto del mineral magnetita.




Es menos abundante que la hematite roja, pero en ocasiones se presenta formando

yacimientos de gran importancia. Por su capacidad y por su estado cristalino, es el mineral de hierro que con más

dificultad se reduce. Con frecuencia, la magnetita aparece asociada, en ciertas roca ígneas, con cantidades

apreciables de Cr, Ti, Zn, formando cromita (FeO, Cr2O3), ilmenita (FeO,TiO2) y frankilita (Fe2O3(FeZnO)). Por su dificultad de reducción, se somete generalmente a una calcinación oxidante que transforma el Fe3O4 en Fe2O3. Su magnetismo se aprovecha para concentrarla por medios magnéticos. Los yacimientos más importantes se encuentran en Suecia, USA, Rusia y Argelia. b) Hematite rojo Denominación química: Óxido férrico anhidro y la fórmula Fe2O3.

Es el más abundante de los minerales de hierro y puede considerarse como el más importante de todos ellos, ya que por su riqueza y comportamiento en el alto horno es el más solicitado de todos para la fabricación del arrabio. Contiene teóricamente 70% de Fe y 30% de oxigeno, en la práctica suele contener de 50% a 68% de Fe, debido a la ganga que le acompaña. No contiene agua combinada como las hematites pardas, ni anhídridos carbónicos como los carbonatos. Existen diversas variedades de este mineral y las principales son las siguientes:

• Hematites roja ordinaria que es las más importantes. • Hematites roja mamelonada. • Hematites roja oolítica. • Hematites roja terrosa. • Hierro oligisto. • Hierro especular.

La hematites roja se caracteriza por ser relativamente fácil de reducir, es de ganga

siliciosa y de bajo contenido en fosforo. A veces contiene algo de azufre y un poco de manganeso. Tienen un color rojo o morado característico, ver fig. N° 2.

Fig. N° 2. Aspecto del mineral hematites roja.

Es el más abundante de los minerales de óxidos de hierro. Debido que este mineral tiene gran riqueza, elevada pureza y relativa facilidad de reducción es el más codiciado de los minerales de hierro.




Los yacimientos más importantes se encuentran en USA, Rusia, Liberia, Brasil y Venezuela.

c) Limonita Denominación química: Óxidos Férricos hidratados y la fórmula química: Fe2O3 + m H2O.

La denominación y contenido en hierro de cada uno de ellos, y las moléculas de oxido férrico y de agua que contienen, se señalan a continuación:

Se puede observar que su contenido teórico de Fe varía de 52,3 a 66,2% y el agua de 5 a 25%. Su variedad más importante es la limonita, 2Fe2O3 • 3 H2O, que pura contiene 60% de Fe y 40% de oxigeno.

En la práctica, debido las gangas e impureza con que se encuentran mezclados, el porcentaje de hierro varía de 30 al 56%. Características: tiene un color rojo o morado característico, observar fig. N° 3.

Fig. N° 3. Aspecto del mineral limonita (hematite parda).

Cuando se presentan en un mismo yacimiento mezcladas diversas clases, es

frecuente dar al mineral el nombre de hematites parda y también el de limonita. Este mineral es blando, mancha los dedos, al ser rayada aparece una raya de color pardo amarillento. Unas veces se presenta en estado de gran pureza y otras veces, en cambio, aparece impurificada y con baja ley. Hay veces que este mineral se encuentra mezclado con sílice y calcáreos entonces no es necesario la adición de caliza durante la fusión del mineral de hierro.

Estos minerales son abundantes en Austria, Francia, Alemania, España, Argelia y en Inglaterra existen yacimientos del mineral fosforoso, algunos siliciosos y otros calcáreos.




d) Siderita Denominación química: Carbonato de hierro y fórmula química: CO3Fe.

Contiene teóricamente 48,2 % de Fe y 37,9% de anhídrido carbónico. En la práctica su porcentaje de hierro varía de 30 al 45% por ir acompañado con una cierta cantidad de ganga. La siderita debe ser calcinada antes de ser utilizada. Después de calcinados, el contenido en hierro aumenta a valores de entre 45 a 55% aproximadamente.

Es un mineral compacto que cristaliza en el sistema romboédrico y presenta una fractura cristalina muy típica. Tiene color, blanco amarillento, y en ocasiones varia a pardo anaranjado o rojo oscuro (fig. N° 4).

Fig. N° 4. Aspecto del mineral de siderita.

Con frecuencia se presenta mezclado con cantidades variables de carbonato (de manganeso, de cal, de magnesio, etc.). Una de las características y ventajas más importantes de los carbonatos es que, después de calcinados, suelen ser en general de fácil reducción.

El carbonato constituye una parte muy pequeña del total de mineral de hierro explotable que hay en el mundo, pero en ciertos países como Canadá, Inglaterra, Austria y Alemania, la explotación de los carbonatos tiene gran importancia. e) Pirita Denominación química: Sulfuro de hierro y fórmula química: S2Fe.

Aparece con relativa frecuencia en la naturaleza solo o mezclado con otros minerales. Es de color amarillo parecido al latón y de brillo metálico. Cristaliza en el sistema cúbico y da un polvo gris verdoso (fig. N° 5).

Fig. N° 5.Aspecto del mineral de pirita.

Estos minerales prácticamente no se emplean en siderurgia o se utilizan solo en

ocasiones muy especiales. A pesar de su riqueza relativamente elevada, del orden de




45% Fe y sobre todo de la que tienen después de la tostación (60% aprox.), solamente en casos muy excepcionales se emplean los residuos e piritas tostadas para enriquecer en hierro los lechos de fusión. Esto es debido a que es muy difícil eliminar la importante cantidad de azufre (del orden del 2%) y que para los aceros es muy pernicioso. También suelen contener en ocasiones arsénico, que es también muy perjudicial. Cuando se emplean estos minerales, solo constituyen una parte muy pequeña de las cargas y así se diluye el alto porcentaje de azufre. Los cuatros minerales más frecuentes son:

• La pirita • Marcasita • Pirrotina • Mispickel

En España existen los yacimientos más importantes del mundo.

4-Extraccion y minería El material que se extrae de la mina se denomina “mena”. Esta consiste en una

mezcla del mineral, arena, tosca y otras sustancias sin valor que en su conjunto se denomina “ganga”. En términos general se puede expresar:

MENA = MINERAL + GANGA En muy pocos casos podrá encontrarse un metal en perfecto estado de pureza. En general el metal, contenido en el mineral, forma sustancias inorgánicas tales como óxidos, sulfuros, carbonatos, etc. Además, el mineral viene acompañado de ganga, por lo que para saber el contenido metálico en una mena, se utiliza el concepto de ley de la misma, la que se determina de la siguiente manera:

LEY DEL METAL = (PESO DEL METAL/PESO DE LA MENA) x 100 De manera análoga, la ley del mineral está determinada por:

LEY DEL MINERAL = (PESO DEL MINERAL/PESO DE LA MENA) x 100

La extracción de los minerales se realiza de maneras muy diversas según las circunstancias que concurren en cada caso. Existen dos tipos de modo de explotaciones de mineral desde los yacimientos: a) Cuando el mineral se suele presentar formando un yacimiento en grandes masas sobre el terreno mismo o a nivel del suelo, este es un yacimiento a cielo abierto o pozo abierto, fig. N° 6. Las excavaciones se hacen por escalones, presentando el yacimiento el aspecto de un inmenso anfiteatro.

En este caso suele ser necesario emplear importantes cantidades de cartuchos explosivos se usan en la mina para remover los minerales que se encuentra en las entrañas de un yacimiento y la voladura es la primera etapa. Esta explosiones se produce para facilitar la extracción de los minerales. Para arrancar el mineral se emplean potentes máquinas excavadoras ver fig. N° 7.




Fig. N° 6. Yacimiento de mineral de hierro a cielo abierto.

Fig. N° 7. Maquinas extrayendo mineral de hierro.

Video 2 explotación en un yacimiento a cielo abierto.

b) El segundo modo de extracción es más compleja porque las vetas del yacimiento se encuentra a cierta profundidad, este caso el yacimiento es en galerías subterráneas. El mineral aparece en filones de cierto espesor, a veces a 200 mts de profundidad. El procedimiento empleado para explotarlo mediante taladros neumáticos y explosivos. Para la extracción del mineral se realiza por medio de pozos y en los afloramientos, por galerías inclinadas en las laderas llamadas socavones, fig. N°8. Es necesario entonces socavar apuntar convenientemente y transportar el mineral a lo largo de las galerías, para hacer luego su extracción al exterior mediante montacargas apropiados, desde los cuales se cargan directamente los trenes de transporte.

El acarreo y transporte se realiza con maquinarias especiales, y ciertos casos el mineral es llevado mediante trenes arrastrados por locomotoras eléctricas desde la mina hasta el tratamiento de los mismos.

Cuando las dificultades del terreno accidentado son muy grandes, se realiza el transporte mediante cables carriles y vagonetas. En otros casos el mineral se acumula en silos desde los cuales, y mediante dispositivos mecánicos, es posibles cargar trenes enteros.




Fig. N° 8. Yacimiento bajo nivel del suelo en galerías.

Video 3 explotación en un yacimiento a galería.

Una vez extraído el mineral luego se machacan, trituran y criban los trozos de mineral hasta obtener tamaños apropiados para su transporte o utilización. Para eliminar las materias terrosas o arcillas con las que suelen estar mezclados los minerales son lavados. Los principales exportadores son:

• Canadá, Francia, Suecia y Rusia estos con más de 20 millón de tn. • Venezuela con 14 millón de tn. • Brasil, India, Australia, África con 5 a 10 millón de tn.

En Argentina hay yacimientos de minerales de hierro en la región Noroeste (Jujuy,

Salta, Catamarca y La Rioja), en la región cuyana (Mendoza, San Juan y San Luis) y en ciertas zonas de la Patagonia. Pero el único yacimiento ferrífero en funcionamiento en escala de explotación industrial es el yacimiento de Sierra Grande, en la Provincia de Río Negro. El yacimiento se encuentra en la cuenca ferrífera de Sierra Grande. Está ubicado en las proximidades de la localidad del mismo nombre, La mineralización se compone principalmente de magnetita, con turingitas y hematitas como minerales secundarios. Este complejo minero industrial está integrado por la mina subterránea propiamente dicha, las plantas de beneficio magnética y por flotación, transporte del concentrado, pelletización, playa de productos terminados y embarcadero. 5- Métodos de preparación de minerales

La mena tal y como se extrae de la mina o en forma de “mineral en bruto” consiste de minerales metálicos valiosos y de desecho (ganga). El procesamiento de minerales, algunas veces es llamado tratamiento de menas, preparación de minerales o proceso; se dedica a la extracción del mineral y prepara la mena para la extracción del metal valioso en el caso de las menas metálicas.

Los minerales de hierro, antes de ser cargados en los altos hornos, deben sufrir diversas operaciones de preparación que varían bastante de unos casos a otros y cuya importancia depende principalmente de la calidad del mineral. La preparación tiene por objeto aumentar la ley de hierro del mineral y mejorar sus condiciones físicas, principalmente su porosidad, para facilitar su posterior reducción, tamaño, riqueza, constitución, pureza mejorándose así muy notablemente la productividad y el rendimiento de los altos hornos. En el proceso de reducción, además de la constitución mineralógica y de la porosidad, tiene también gran influencia el tamaño de los trozos, el porcentaje de polvo que contienen, la cantidad y calidad de la ganga que acompaña a los




minerales. Como es natural, siempre se prefiere utilizar minerales de la mayor riqueza posible. Para cada tipo de mineral, es necesario elegir el procedimiento que técnica y económicamente sea el más adecuado. Para algunos minerales, los métodos de preparación son clásicos y conocidos, ver fig. N° 9. Para otros, en cambios, ha sido necesario desarrollar nuevas técnicas muy especiales.

Fig. N° 9. Diagrama de flujo de un proceso de separación y concentración de un mineral de mena metálica.

En el procesamiento de minerales hay dos operaciones fundamentales

principalmente la “liberación o separación (Fig. N° 10) de los minerales valiosos de los minerales de desecho o ganga y la concentración de esos valores (mena).

La separación de los minerales valiosos de la ganga se realiza por medio de la pulverización o molido lo cual implica trituración y si es necesario, molienda, hasta un tamaño de partícula tal que el producto sea una mezcla de partículas de mineral y de ganga relativamente limpias. El grado correcto de liberación es la clave del éxito en el procesamiento de minerales. El mineral valioso debe estar libre de la ganga.




Fig. N° 10. Esquema de una planta de tratamientos.

Vamos hablar de cada unas de las etapas antes enunciadas: a) Liberación de partículas involucra: Arranque, Machaqueo y molienda, cribados

y clasificación por vía indirecta. b) Separación de componentes: medios densos, métodos hidráulicos, métodos

basados en propiedades de superficie, métodos eléctricos y métodos magnéticos.

En la actualidad debido que el mundo ha marcado una fuerte tendencia a utilizar, el polvo y los finos de mineral que se obtienen en diferentes operaciones metalúrgicas (como en el alto hornos, operaciones de trituración etc.) para realizar el tratamiento de aglomeración. Esto debido que se obtienen propiedades físicas y composición química muy uniforme en vez mineral crudo triturado y cribado

Se ha comprobado que la aglomeración no solo es de gran interés para el polvo, finos y mineral pulverulento, sino que también es muy ventajoso aglomerado todos o casi todos los minerales antes de ser cargados en los altos hornos, debido a que los aglomerados, por sus condiciones físicas (por su gran permeabilidad) tienen una gran aptitud de reducción.

Cuando se desean aglomerar minerales que no son pulverulentos, es necesario triturarlos previamente a tamaños de 3 a 10 mm, y en ocasiones a tamaños todavía mucho más finos, y realizar luego la aglomeración. Cargando en los altos hornos materias aglomerados (sinter o pellets), se ha conseguido mejorar mucho la granulometría y la porosidad de las cargas y, como consecuencia, la regularidad, el rendimiento y la productividad del proceso.

Hoy en día se utilizan, ej. minerales de 25 a 35% de Fe, que hace unos años no eran utilizables. Con ellos se preparan sinter o pellets con una riqueza que en ocasiones llega 64% de Fe, que se cargan directamente en el alto horno.

Video 4 de plantas de beneficio de minerales




Tratamiento del mineral Este tratamiento se subdivide en tres partes que son las siguientes: 1) Operaciones mecánicas:

Machaqueo y Trituración

El machaqueo de los minerales de hierro sirve para reducir el tamaño de los grandes trozos obtenidos en las minas, por voladuras, y conseguir que queden en trozos con dimensiones más pequeñas y más adecuadas para el transporte y para los tratamientos y transformaciones que han de sufrir posteriormente. Entonces los objetivos de la conminución (trituración y molienda) son:

• Liberación del mineral valioso de la ganga antes de las operaciones de concentración.

• Incrementar la superficie especifica de las partículas, por ejemplo, para acelera la velocidad de reacción en los procesos de lixiviación, flotación, etc.

• Producir partículas de mineral o cualquier otro material de tamaño y forma definidos.

El tamaño de los trozos está fijado por la altura del horno y por la potencia de las maquinas soplantes, puesto que cuanto más pequeñas son las partes, mayor resistencia se produce al paso de la corriente de aire que debe activar la combustión y dar lugar a las reacciones químicas correspondientes. Además, la reducción a trozos facilita la circulación del metal líquido que desciende a través de las cargas para depositarse en el crisol.

La trituración es la primera etapa mecánica en el proceso de conminución en la cual el principal objetivo es la liberación de los minerales valiosos de la ganga.

Generalmente la trituración es una operación en seco.En las fábricas suelen montarse instalaciones llamadas de trituración primaria, secundaria y terciaria (ver fig. N° 11) que, en ocasiones, se instalan también en las minas.




Fig. N° 11.Tamaño de las partículas según el tipo de trituradora.

Se pueden cargar trozos de mineral de 100 mm a 2m.

Los trozos de mena extraídos de la mina pueden ser tan grandes como 1.5 m y estos son reducidos en la etapa de trituración primaria hasta un diámetro de entre 10-20 cm (100 a 200 mm) en máquinas trituradoras de trabajo pesado. La trituración secundaria incluye todas las operaciones para aprovechar el producto de la trituración primaria desde el almacenamiento de la mena hasta la disposición del producto final de la trituradora el cual usualmente tiene un diámetro entre 0.5-2 cm (5 a 20mm).

Para separar la mena al tamaño adecuado que permita su paso al siguiente proceso se utilizan cribas vibratorias que son colocadas delante de las trituradoras secundarias para remover el material fino o limpiar la alimentación y aumentar así la capacidad de la etapa de trituración secundaria. Finalmente, en la trituración terciaria se llega a tamaños menores de 10 mm.

La elección de la maquinaria depende de la naturaleza de los minerales a tratar, de las dimensiones de los trozos que se desea obtener y del destino final del producto.

Un diagrama de flujo básico para una planta de trituración se muestra en la fig. N° 12, el cual incorpora las dos etapas de trituración secundaria. Es incluida una etapa de lavado, la cual frecuentemente es necesaria para menas pegajosas que contienen arcilla, lo que provoca que se atasquen las trituradoras o las cribas




Fig. N° 12. Diagrama de flujo básico de la trituración.

La capacidad de producción de los aparatos de este tipo se puede determinar para mineral de hierro, por la formula empírica siguiente:

En la operación de machaqueo, la presión que las mordazas, cilindros, martillos, etc., ejercen sobre los trozos de mineral dan lugar a fuertes tensiones en la dirección de ciertos planos de deslizamiento que llegan a romper el material. La materia que constituye las rocas no se rompe realmente por compresión, como podía parecer a primera vista, ya que de esa forma seria muy difícil su rotura porque se necesitarían maquinas de extraordinaria potencia para quebrantar rocas que tienen una gran




resistencia a la compresión. En ocasiones, también se desarrollan fuerzas triaxiales que dan lugar a roturas frágiles de los trozos de mineral. Entonces podemos decir que la trituración se debe principalmente a cuatro modos de fractura (impacto, compresión, africión y corte) dependiendo del mecanismo de la roca y el tipo de carga. Los minerales, en ocasiones, se trituran no solo para cargarlos con el tamaño adecuado, sino también se trituran, para poder separar las partículas de mineral de la ganga con la que se encuentra mezclado. En este caso, el tamaño final con que debe quedar el mineral después del triturado o molido depende principalmente del tamaño que tienen las partículas de mineral que esta embebido en su ganga y que se desea separar. Cuanto más pequeña sean las partículas del mineral, más fino debe ser el triturado o molido para que pueda ser separado. Las grandes explotaciones mineras son frecuentes que ofrezcan las siguientes cuatro calidades de minerales:

• Finos de 0 a 10 mm • Tamaño medio de 10 a 25 mm • Tamaño grueso de 25 a 100 mm • Mineral bruto de 0 a 100 mm.

Video 5 de una planta trituradora Video 6 de triturado y molienda

Molienda La molienda es la última etapa del proceso de conminución de las partículas

minerales; en ésta etapa se reduce el tamaño de las partículas por una combinación de mecanismos de quebrado de impacto y abrasión, ya sea en seco o en suspensión en agua. Se cargan trozos de 3 a 8 mm (para que el trabajo sea eficaz) y se obtiene polvo muy fino de 0,05 a 0,5 mm (polvo casi impalpable).

A diferencia de la trituración, la molienda por lo general se lo realiza cuando el material está en una pulpa con agua. La molienda es la reducción de tamaño de las partículas relativamente gruesas dejadas por la trituración. Esta reducción debe realizarse al tamaño óptimo para el proceso de concentración, lo que involucra aspectos técnicos y económicos.

Gracias al molido es posible separar la ganga de las partículas de mineral cuando estas son de tamaño muy pequeño, Tamaños que se debe lograr en cada unas de las etapas son:

• Machaqueo: trozos de 1,5 mt diámetro de 300 mm • Trituración: de primera menor a 150 mm, segunda menor a 50 mm y en la

tercera menor a 10 mm. • Molido: trozos de 3 a 8 mm. • Polvos: de 0,05 a 0,5 mm.

Cribado o tamizado

Esta operación es complementaria de la trituración y se realiza después de que los minerales han sido triturados previamente.

Fundamentalmente este proceso consiste en seleccionar y clasificar los minerales por medir el índice de finura obtenida durante la molienda, esta operación separa por




diferencia de tamaño los materiales útiles de las gangas para esta operación es necesario utilizar telas o laminas perforadas conocidas como tamices, cribas, fig. N° 13.

Fig. N° 13. Separación de minerales.

Los tamices para su manejo generalmente se clasifican por el número de mallas o

agujeros que existen en una distancia de pulgada lineal. Este proceso consiste en utilizar un agujero, un juego de tamices colocados verticalmente en orden creciente de superior a inferior, dichos conjuntos pueden estar accionados por dispositivos que produzcan sacudidas, vibraciones, oscilaciones, trepidaciones. Durante el tamizado los granos más gruesos son detenidos en los tamices colocados en la parte superior.

Si al material triturado, en el que existen partículas de todos los tamaños comprendidos entre un máximo determinado y 0, se le somete a la acción de una criba de determinado tamaño, ej. 25 mm, se tendrá una separación o clasificación del material en dos porciones bien definidas: una, lo que no ha pasado por la criba y, por tanto, es teóricamente superior a 25 mm, y otra, comprendiendo mezclados todos los tamaños entre menos de 25mm y 0. Se suelen separar de esta forma los pedazos en los siguientes grupos:

• tamaños < 10mm • tamaños 10mm a 25mm • tamaños 25mm a 50mm • tamaños >50mm

Se llama efectividad de una criba la relación del peso de partículas inferiores al tamaño de la criba y el peso de dichas partículas existentes en el material antes de cribado. Su expresión es:

La efectividad de una criba no solo depende de la forma y tipo de criba, sino también

de la calidad del material y de la humedad del mismo, bajando fuertemente con esta, hasta el punto de llegar a ser prácticamente imposible el cribado cuando se alcanza determinado grado de humedad en el material, sobre todo si se combina con ganga arcillosa, teniendo necesidad de recurrir a otro procesos para la clasificación.




La capacidad de cribado se suele expresarse en tn métricas cribadas por m2 de superficie de criba y hs.

Homogenización Los minerales que llegan a una planta siderúrgica tendrán composición química y granulometría distinta de unos a otros, y además, las operaciones de trituración y clasificación por tamaños darán, sin duda, origen a nuevas diferencias de composición química, pues normalmente los tamaños menores suelen ser más bajos en contenidos en hierro. Por otra parte, la marcha económica de los modernos altos hornos exige la mayor regularidad posible en la carga a fin de tener una regularidad en la calidad del arrabio y un mínimo de consumo de coque por tn métrica de arrabio. Esta homogeneidad en la carga solo puede conseguirse mediante una buena mezcla de los minerales a tratar.

En una planta moderna en que se realiza una trituración secundaria y una clasificación por tamaños, los inferiores a 10 o 12 mm, se separan para un proceso posterior de sinterización. Entran, por lo tanto, solo en consideración para el proceso de mezcla los tamaños superiores a 10 o 12 mm.

2) Método clasificación y concentración

El objeto de estas operaciones de concentración es enriquecer el contenido de hierro,

reduciendo el volumen del mineral y sus dimensiones a un tamaño favorable. El problema consiste en separar el producto que sale del molino en dos lotes: uno

muy rico en combinación química; el otro formado casi exclusivamente por la ganga del mineral.

En primer lugar hace falta establecer el valor desde el punto de vista económico de cualquiera de los procesos de concentración que se considere. Para ello es necesario conocer los siguientes datos: % de Fe del mineral de partida que se quiere concentrar, que llamaremos Femin.

% de Fe del concentrado obtenido, que llamaremos Feconc. % de Fe del estéril, que llamaremos Feest.




Con la aplicación de estas formulas podremos deducir si el proceso de concentración propuesto, teniendo en cuenta los precios y pesos respectivos del mineral y del concentrado, es económicamente factible.

Los procesos de concentración pueden ser variados y dependen de la naturaleza de los minerales de partida y de las consideraciones económicas anteriores.

Clasificación de calidades Gravedad en medio liquido Este proceso se utiliza para concentrar minerales en trozos de tamaño variables de 3 a 25 mm. Se pueden clasificar los minerales por calidades y eliminar la ganga o parte estéril que les acompañan. La concentración por gravedad se basa en la diferencia de velocidad con que descienden las partículas solidas de igual tamaño distinta densidad, cuando caen en el seno del agua o en otro medio líquido apropiado. Aunque estos procesos no son prácticamente empleados en siderurgia, han sido, cambio, muy utilizados en la metalurgia de los metales no férreos. Cuando se hace descender en el agua a algunos minerales y a la ganga o estéril como arcillas, materias siliciosas, etc., que les suelen acompañar, se separan unos de otros en el descenso, porque la densidad de la ganga (2,5 aprox.) es menor que la densidad del mineral (4,5 aprox). Si las partículas que se van a concentrar en este proceso tienen el mismo tamaño aproximado y están constituidas por minerales, mixtos y estériles, al descender en el seno del agua caen con diferentes velocidad y en el fondo se forman diversos estratos o capas, en cada uno de los cuales se acumulan partículas correspondientes a materias que tienen la misma densidad apropiada. Existen dos tipos de maquinas que son:

• Cribas móviles simples. • Banco de pistón móvil.

Mesas de concentración de finos en medio húmedo En muchas explotaciones mineras, la clasificación de partículas de tamaño inferior a 3 mm que provienen unas veces de la misma mina, en la que el mineral aparece pulverulento, y otras del residuo que escapa en la trituración o clasificación de los gruesos, suele hacerse en la misma mina.

Los métodos más empelados en metalurgia, para separar las partículas finas por su densidad, son las mesas de concentración, las espirales, los depósitos de decantación, los métodos magnéticos, la flotación etc.

Hay mesas de concentración fijas o durmientes y mesas oscilantes. En las mesas fijas, los minerales más pesados, que llegan con el agua por la parte superior de la mesa, son retenidas y se depositan inmediatamente junto a los listones. Las más ligeras o estériles siguen hacia la parte inferior de la tabla. La separación de unas partículas de otras se hace porque todas ellas están sujetas en su recorrido, a la acción combinada de la gravedad, al impulso de la corriente de agua que las arrastra y al rozamiento que sufren contra la superficie de las mesas, que ejercen sobre las partículas diferente acción según sea las características de las materias que se tratan. Flotación

La flotación es un procedimiento de concentración de los minerales (sulfurosos) y su principio se demuestra con la siguiente experiencia: si se proyectan arena y blenda finamente pulverizadas en una cuba llena de agua, la arena cae al fondo mientras que la blenda(que el agua no moja) flota, aunque su densidad es superior a la unidad. Esto nos




demuestra que la flotación se basa en la aptitud que tienen ciertos minerales de flotar en la superficie del agua cuando se encuentran en forma de partículas finas (factor fundamental tamaño de partícula menor a 0,5 µm).

Otro fenómeno, descubierto, se demostró que introduciendo en el fondo una cuba llena de agua una mezcla formada por un mineral sulfuroso molido y una pequeña cantidad de acido sulfúrico, se provoca la separación de la ganga, que se deposita en el fondo, mientras que el sulfuro sube a la superficie. El fenómeno es aun más claro si se inyecta en el agua, aire en forma de pequeñas burbujas (fig. N° 14), que se fijan únicamente sobre las partículas del sulfuro (fig. N°15) y las arrastra a la superficie en forma de espuma. Este proceso da por resultado, una separación por la transferencia de los minerales valiosos a las burbujas de aire que forman la espuma flotante a la superficie de la pulpa.

Fig. N° 14. Celda de flotación.

Fig. N° 15. Burbuja y su carga de mineral a tamaño natural.

La flotación en espuma, utiliza las diferentes propiedades superficiales de los

minerales e indudablemente es el método de concentración más importante. Ajustando las propiedades químicas de las partículas de la pulpa proveniente del proceso de molienda mediante varios reactivos químicos, es posible que los minerales valiosos desarrollen avidez por el aire (aerofílicos) y que los minerales de la ganga busquen el agua y rechacen el aire (aerofóbicos). En la fig. N° 16 se observan partículas de mena provenientes de la etapa de molienda, las cuales al cambiar la química de su superficie se vuelven hidrofóbicas y aerofílicas, esto debido a la adición de productos químicos llamados colectores a la celda de flotación.




Fig. N° 16. Flotación de la mena.

Medio denso

Se basa en la utilización de medios de densidad intermedia entre el mineral y estéril para realizar la separación.

Uno de los medios más empleados es el ferrosilicio, emulsionado en forma de polvo muy fino con agua, cuya densidad es del orden de 3,25. Este medio sirve para separar el mineral de hierro, cuya densidad suele variar de 4,5 a 5, de la ganga o estéril, cuya densidad puede variar de 2 a 2,8. Lavado de minerales La utilización obligada de minerales medianamente ricos en hierro, hace necesaria esta operación con el objeto de eliminarlas sustancias terrosas que forman la ganga ej. la arcilla, arena o barro etc. Calcinación

El concepto calcinación es la eliminación de agua y gases atrapados químicamente en el concentrado, de los cuales se pueden considerar los hidróxidos, carbonato, sulfatos y compuestos hidratados. También podemos decir entonces que calcinar un mineral consiste en llevarlo a temperatura elevada para provocar su descomposición por efecto del calor.

Los carbonatos son calcinados para transfórmalos en óxidos y también, a veces, se calcinan ciertas magnetitas muy duras y compactas para transfórmalas en oxido férrico de mas fácil reducción y aumentar su porosidad o para eliminar algo del azufre que contienen. Los carbonatos suelen contener 40% de hierro y se transforman por calcinación en óxidos con 48 hasta 70% de fe, con un consumo de 30 a 40 kg de carbón de baja calidad por tn de mineral. El oxido de férrico obtenido es muy fácil de reducir. La calcinación del carbonato de hierro conviene que se produzca en presencia de una cierta cantidad de aire para que la transformación se verifique de acuerdo con la siguiente reacción:

2CO3Fe + 1/2O2 Fe2O3 + 2CO2 + 15 kcal

Esta reacción es la más exotérmica de todas y es la que da lugar a un compuesto de hierro más adecuado para ser tratado luego en el alto horno. Termodinámica de la calcinación:

La ecuación de arriba muestra que teóricamente la calcinación del carbonato de hiero es una operación exotérmica que, una vez comenzada, debería continuar sin consumo de




combustible. No obstante, por razón de las perdidas térmicas de las paredes de los hornos, por las cantidades de calor que arrastra los gases que salen del horno a una temperatura superior a 0°C y por la eliminación de la humedad del mineral, la calcinación de una tn de carbonato de hierro requiere alrededor de 10 kg de hulla. Concentración por método magnético

Se basa este método de concentración en la atracción que experimenta bajo la acción de un imán o electroimán (fig. N° 17) ciertos minerales, debido a sus propiedades magnéticas, mientras no son atraídas otras materias como el estéril o la ganga que acompañan a los minerales.

Fig. N° 17. Principio de la separación magnética.

Los minerales se clasifican en ferromagneticos, paramagnéticos y diamagnéticos,

vamos a definir que significa cada uno de estos términos: • Ferromagneticos son los minerales fuertemente magnéticos. • Paramagnéticos son minerales que no son atraídos más que por campos

magnéticos de muy alta intensidad. • Diamagnéticos son los minerales que no experimentan ninguna atracción

magnética. En el esquema siguiente damos los valores de atracción magnética relativa que

experimentan los diversos minerales, bajo la acción de un campo magnético.

La susceptibilidad magnética de un material es la relación entre la magnetización que

sufre este material y el campo de fuerza magnética a que esta sometida. Se puede expresar por:




La fuerza magnética que induce sobre una partícula de mineral para un volumen

igual a la unidad viene expresada por:

En la tabla siguiente se expresa la susceptibilidad magnética específica de algunos materiales:

La fuerza de un campo magnético es en los electroimanes proporcionales al número

de amperios-vueltas que tenga el solenoide y viene definido por la formula:

Para los materiales fuertes o medianamente magnéticos, la fuerza de las separadores

suele estar comprendida entre 800 y 1200 Oersted. Para los materiales débilmente magnéticos las separadoras necesitan tener fuerzas de

campo magnético hasta 14.000 a 16.000 Oersted. Los separadores magnéticos de baja intensidad se usan para concentrar minerales

ferromagnéticos tales como la magnetita (Fe3O4) mientras que los separadores magnéticos de alta intensidad se usan para separar minerales paramagnéticos de su ganga (hematites roja, limonita y carbonatos). La separación magnética es un proceso importante en el beneficio de las menas de hierro, pero también encuentra aplicación en el tratamiento de minerales no ferrosos. Se usa ampliamente para extraer wolframita (FeWO4) y hematita (Fe2O3) paramagnéticas de menas de estaño.




Secado

El secado es una operación que consiste en calentar los minerales y concentrados a una temperatura que permita eliminar el agua que acompaña a los materiales en forma de humedad o sea el agua atrapada entre las partículas por efecto de capilaridad o por absorción.

Considerando el secado teóricamente se analiza la reacción.

Para esta reacción se puede calcular, a una temperatura determinada, el valor de su constante de equilibrio Kp, y de esta manera obtenemos la presión de vapor de equilibrio del agua, PH2O sobre el material. Se debe tomar en cuenta que la atmósfera del horno tiene su humedad expresada con P´H2O. Para que el proceso de secado se lleve a cabo es necesario que exista la relación

El secado térmico es la eliminación de la humedad del líquido (no ligada

químicamente) de un material. El secado se realiza normalmente mediante el contacto de los sólidos húmedos con los gases calientes de la combustión generados por la quema de combustibles fósiles. En algunos casos, el calor para el secado puede ser proporcionado por aire caliente o un gas inerte que se ha calentado indirectamente. La cantidad de calor necesaria para una determinada operación de secado se corresponde con el calor necesario para evaporar la humedad líquida, el calor necesario para elevar la temperatura de los productos (sólidos secos y vapor de agua) a la temperatura de secado final, y el calor necesario para compensar las pérdidas de calor radiante.

Por lo general, la temperatura de secado se fija en un valor nominal por encima del punto de ebullición del agua, a menudo cerca de 120 °C. En casos especiales, como en el secado de ciertas sales solubles en agua, es necesario un aumento de temperaturas de secado. En el secado por sales, la humedad de alimentación está saturada de sales disueltas, lo que altera el punto de ebullición y requiere altas temperaturas de secado. 3)Aglomeración

Reciben esta denominación ciertos procesos que se aplican a algunos minerales de hierro, con objeto de aglomerar pequeñas partículas de mineral en pedazos de mayor tamaño y gran porosidad Se obtienen así, trozos de dimensiones convenientes, de gran riqueza en hierro (55 a 65%), sin presentar dificultades en el transporte (no se desmoronan) y de constitución y características físicas y químicas que contribuyen a su reducción en el alto horno. Estas técnicas han permitido el aprovechamiento de minerales pobres o de residuos de operaciones metalúrgicas influenciando notablemente en los aumentos de producción de los altos hornos. En la actualidad todos los grandes hornos de las modernas plantas siderúrgicas se cargan con minerales que han sufrido anteriormente un proceso de aglomeración.

La aglomeración de minerales es recomendable en los siguientes casos: • Minerales muy pulverulentos que no pueden ser cargados directamente en los

altos hornos porque obstruyen el paso de los gases. • Los polvos y partículas de mineral de tamaño inferior a 10 mm que quedan

como residuo luego de la trituración de minerales. • Los polvos que escapan por el tragante de los altos hornos.




• La cascarilla obtenida en los trenes de laminación y otros residuos como virutas, etc.

• Algunos minerales cuya riqueza en la naturaleza es muy baja (25 a 35% por ej.) y que para ser concentrados deben ser triturados hasta el tamaño de partículas muy finas imposibilitando su carga en el alto horno porque de esta forma obstruyen el paso de los gases.

• Ciertos minerales que contienen cantidades relativamente importantes de azufre en forma de pirita de hierro. Por este tratamiento se consigue eliminar una parte importante del azufre que contienen y se realiza la aglomeración de las partículas.

El producto final de la aglomeración debe cumplir con:

• Resistencia a la compresión. • Resistencia a la abrasión. • Porosidad o reactividad. • Tamaño adecuado de partícula.

La aglomeración de minerales se realiza en la actualidad empleando cuatro

procedimientos principales: • Briquetado • Nodulización • Sinterizado • Pelletización

Vamos a definir cada uno de ellos: Briqueteado: consiste en un simple prensado de los minerales a la temperatura ambiente con o sin adición de materias aglomerantes. Como producto se obtiene briquetas. Se endurece en un horno túnel de 70 mts de largo. Nodulización: es un tratamiento bastante sencillo que se hace en hornos cilíndricos rotatorios horizontales parecidos a los de cemento. En ellos, por efecto de la rodadura y la cocción a alta temperatura, se obtiene un producto de forma nodular del tamaño de una nuez. Sinterización: se mezcla el mineral con una cierta cantidad de combustible y agua.Por fusión incipiente de las partículas de mineral y de la ganga que le acompañan se obtienen masas porosas de forma irregular de 6 a 40 mm de lado, muy aptas para su posterior reducción en el alto horno.

Es un proceso de aglomeración para partículas con un diámetro mayor o igual a 200 mallas, su objetivo es permitir la unión entre partículas en las zonas de contacto para formar cuellos en dichas áreas de contacto, utilizando un calentamiento a temperaturas menores al punto de fusión del mineral. Al calentar las partículas se ablandan en la superficie ya que se producen pequeñas fases fundidas y al estar en contacto unas con otras se unen a través de un crecimiento de cristales o por medio de una difusión en estado sólido.

Se usa en la planta de concentración pero comúnmente se emplea en la siderúrgica para aglomerar los finos generados degenerados durante las operaciones de fabricación de hierro y acero.

La capacidad de sinterización depende de la velocidad de succión del aire a través de la carga a sinterizar, y depende del vacío aplicado generalmente 0.1 a 0.2 atmósferas, de




la permeabilidad de la carga, de tamaños de partículas mayores a 100 mallas, de la humedad 10% máximo, y del tipo de coque empleado. Mecanismos de sinterización: En la sinterización se permite la difusión de la materia en estado sólido presentándose los siguientes pasos: 1- Difusión de átomos de la superficie hacia el cuello o área de contacto entre dos o más partículas. 2- Difusión atómica del interior de las partículas hacia el cuello de contacto. 3- Vaporización y condensación de la materia en la región del cuello de contacto. 4- Recristalización de la materia cuando fueron sometidas a deformaciones ya que se libera de esfuerzos e incrementa la región de contacto. Pelletización: consiste en esferoidizar el polvo de mineral, un aglomerante y algo de agua en máquinas rotativas que pueden ser tambores, platillos o conos. Sometido el mineral en esos aparatos a movimientos de rotación se forman bolitas que luego en otra operación son cocidas y endurecidas en hornos adecuados. Es una operación de aglomeración para concentrados o minerales de tamaños de 200 mallas (0.1 mm) que no es posible sinterizar, con el propósito de aumentar el tamaño de partícula y obtenerlas en forma esférica o de pelotillas, particularmente se usa para menas de hierro.

Se usa en las plantas de concentración debido a las dificultades de manejo y transporte de un material de 200 o 325 mallas.

Rolado o boleo del mineral formación del pellet. Se basa en el principio de la bola de nieve en la pendiente de un cerro, como aglutinante se utiliza en esta etapa la humedad, aunque puede ser bentonita, CaCl2, NaCl, FeSO4, CuSO4, CaSO4, cuyas funciones son regular la basicidad, hacer las partículas esféricas, aumentar la tensión superficial, la resistencia a los choques térmicos y evitar la fragilidad del pellet. Los pellets verdes tienen una resistencia a la compresión de 0,15 a 0,30 kg/cm2.

Otros factores que aumentan la aglomeración son las fuerzas de atracción (magnéticas y electrostáticas) entre las partículas y las propiedades físicas (humectabilidad, capilaridad o porosidad del material, superficie de la partícula, forma, aspereza) y la estructura cristalina.

Las características generales del pellet deben ser resistencia a la abrasión para soportar los medios de transporte que los conduce hacia la cocción, a la compresión (35 a 70 kg/cm2) para soportar el peso de la carga sobre ellos en la cocción y en los hornos para obtener el metal, la porosidad ya que aumenta la permeabilidad y la transferencia de calor hacia el núcleo, el tamaño y forma homogéneos para permitir un mayor flujo de gases entre las partículas y hacia el núcleo del pellet, y la composición química homogénea para aumentar la capacidad de reducción del mineral. En resumen de estos procesos decimos que:




De todos ellos, el sinterizado y la pelletización, son con mucha, diferencia, los más importantes. La sinterización se suele realizar casi siempre en las fábricas (producen mineral relativamente más grueso) y la pelletización en las minas (producen minerales finos abundantes y homogéneos). 6- Principales instalaciones y procesos En la fig. N°18 podemos ver las etapas que se debe llevar a cabo y con tipo de maquinas se debe emplear, para el beneficio de mineral de hierro, que se usa en la actualidad:

Fig. N° 18. Planta de beneficio de mineral de hierro moderna.

Ahora vamos a explicar en detalles las maquinas que se debe utilizar en cada etapa del tratamiento de los minerales:

Alimentador vibratorio

Trituradora mandíbula

Molino de bolas

Secador Concentrador

Flotación Tornillo separador Separador magnetico




1) Maquinas empleadas en las operaciones mecánicas de preparación

Machaqueo y trituración

Industrialmente se utilizan diferentes tipos de máquinas de trituración y suelen clasificarse de acuerdo a la etapa en que se utilizan y el tamaño de material tratado. a) Trituradoras primarias: Fragmentan trozos grandes hasta un producto de 8” a 6”. Se tienen dos tipos de maquinas.

• Trituradoras de Mandíbulas • Trituradoras Giratorias.

b) Trituradoras secundarias: Fragmentan el producto de la trituración primaria hasta tamaños de 3” a 2”, entre estas maquinas tenemos.

• Trituradoras Giratorias • Trituradoras Cónicas.

c) Trituradoras terciarias: Fragmentan el producto de la trituración secundaria hasta tamaños de 1/2” o 3/8”, entre estas maquinas tenemos.

• Trituradoras Cónicas • Trituradoras de Rodillos.

Trituradoras de Mandíbulas

Esencialmente constan de dos placas de hierro instaladas de tal manera que una de ellas se mantiene fija y la otra tiene un movimiento de vaivén de acercamiento y alejamiento a la placa fija, durante el cual se logra fragmentar el material que entra al espacio comprendido entre las dos placas (cámara de trituración). El nombre de estas trituradoras viene del hecho de que la ubicación y el movimiento de las placas se asemejan a las mandíbulas de un animal, por eso, la placa fija suele llamarse mandíbula fija y la otra placa, mandíbula móvil (fig. N°19).

Las trituradoras de mandíbulas se subdividen en tres tipos, en función de la ubicación del punto de balanceo de la mandíbula móvil, que son: Trituradoras de mandíbulas tipo Blake, Dodge y Universal. (fig. N° 20).




Fig. N° 19. Trituradora mandíbula.

Fig. N° 20.Principios de trituradoras a mandíbulas.

En la práctica, el triturador mas empleado es el de tipo Blake. El tamaño de estas

trituradoras se designa indicando las dimensiones de la abertura de alimentación (gape) y el ancho de la boca de alimentación (width) medidas en pulgadas o milímetros.

El tamaño de estas maquinas puede variar desde 125 x 150 mm. a 1600 x 2100 mm. Pueden triturar partículas desde 1,2 m. de tamaño aproximadamente.La velocidad de la maquina, varia inversamente con el tamaño y usualmente esta en el rango de 100 a 400 rpm. El radio de reducción promedio es de 7:1, y puede variar desde 4:1 hasta 9:1, la potencia consumida puede variar hasta 400 HP, para el caso de las maquinas grandes.

Estas máquinas trabajan en condiciones extremadamente duras y por tanto son de construcción robusta. El marco o bastidor principal está hecho de hierro fundido o acero, las chancadoras grandes, puede estar construido en partes y unidos a través de




pernos. Las mandíbulas están hechas de acero fundido y están recubiertos por placas (forros o soleras) reemplazables de acero al manganeso, u otras aleaciones, fijadas a las mandíbulas través de pernos. La superficie de estos forros puede ser lisa, corrugada o acanalada longitudinalmente, este último es bastante utilizado para tratar materiales duros. Las otras paredes internas de la cámara de trituración también pueden estar revestidas de forros de acero al manganeso, para evitar el desgaste de estas partes. El ángulo formado entre las mandíbulas, normalmente es menor a 26º, a objeto de aprisionar a las partículas y no dejar que estas resbalen a la parte superior.

Son maquinas de gran producción y muy buen rendimiento, y con ellas es posible triturar y obtener grandes producciones. La relación de trituración suele ser de 4 a 1 u 8 a 1.

Trituradoras Giratorias

En estas maquinas, los elementos trituradores son dos superficies cónicas (fig. N° 21). Básicamente consisten en un eje vertical largo articulado por la parte superior a un punto (spider) y por la parte inferior a un excéntrico. Este eje lleva consigo un cono triturador. Todo este conjunto se halla ubicado dentro el cóncavo o cono fijo exterior. El conjunto, eje y cono triturador se halla suspendido del spider y puede girar libremente (85 – 150 rpm), de manera que en su movimiento rotatorio va aprisionado a las partículas que entran a la cámara de trituración (espacio comprendido entre el cono triturador y el cóncavo) fragmentándolas continuamente por compresión. La acción de esta trituradora puede compararse con la acción de varias trituradoras de mandíbulas colocadas en círculo.

Fig. N° 21. Trituradora giratoria.

El tamaño de estas maquinas se designa por las dimensiones de las abertura de alimentación (gape) y el diámetro de la cabeza (Head diameter).

El tamaño de estas trituradoras puede variar desde 760 x 1400 mm a 21326 x 3300 mm; la relación de reducción promedio es de 8:1. Con las maquinas trituradoras giratorias de gran tamaño se llega a alcanzar producciones hasta 2000 tn/hs. Para una misma capacidad de producción horaria, las maquinas de mandíbulas admiten trozos de mayor tamaño que la giratorias.

Un grupo de maquinas denominadas Gates (fig. N° 22) están constituidas fundamentalmente por cono central interior en forma de ^ con superficie de trituradora convexa y otro cono exterior, generalmente en forma de V y superficie de trituración cóncava. En el otro grupo de maquinas denominadas Symons, los dos conos, el central y el cono exterior, tienen forma de ^.




Fig. N°22. Esquemas de maquinas trituradoras giratorias.

Todas estas maquinas se caracterizan principalmente, porque el eje del cono central,

además de un movimiento de rotación, tienen un giro excéntrico con respecto al eje geométrico de la maquina. El tipo de trituradora cónica más utilizada es la Symons (fig. N° 23), la cual se fabrica en dos formas: a. Trituradora cónica Symons Standard, normalmente utilizada en la trituración secundaria. b. Trituradora cónica Symons de cabeza corta, utilizada en la trituración fina o terciaria.

Fig. N° 23.Sección de una trituradora Symons

Trituradora cónica

La trituradora cónica, es una trituradora giratoria modificada. La diferencia principal es que el eje y cono triturador no está suspendida del spider sino que esta soportada por un descanso universal ubicado por debajo, tal como puede observarse en la fig. N° 24. Además, como ya no es necesario una gran abertura de alimentación el cono exterior ya no es abierto en la parte superior. El ángulo entre las superficies de trituración es el mismo para ambas trituradoras, esto proporciona a las trituradoras cónicas una mayor




capacidad esta máquina tienen una capacidad de producción mayor que los de mandíbulas y un menor consumo de energía, y se prestan a trabajar cualquier tipo de material. Su capacidad de producción, según los tamaños, puede estar comprendida, para mineral de hierro, entre 50 y 1500 tn/hs. La relación de molienda más adecuada para estos es de 5 a 6, por lo que los tamaños de 300mm, podrían reducirse bien a 60 mm.

Fig. N° 24. Trituradora cónica.

Video 8 de funcionamiento de trituradora cónica.

Trituradoras de Rodillos o cilindros

Estas trituradoras siguen siendo utilizadas en algunas plantas, aunque en otras han sido reemplazadas por las cónicas. El modo de operación es muy simple. Consiste en dos rodillos horizontales los cuales giran en direcciones opuestas (fig. N° 25). El eje de una de ellas esta sujeta a un sistema de resortes que permite la ampliación de la apertura de descarga en caso de ingreso de partículas duras. La superficie de ambos rodillos esta cubierta por forros cilíndricos de acero al manganeso, para evitar el excesivo desgaste localizado. La superficie puede ser lisa para trituración fina y corrugada o dentada para trituración gruesa (fig. N° 26).

Se utilizan para romper trozos de mineral de 400 a 1.200 mm de diámetro, que quedan reducidos a trozos de 50 a 100mm.

Fig. N° 25.Trituradora de Rodillos.




Fig. N° 26. Trituradora de rodillos dentados.

Planta de trituración

En la fig. N° 27 se puede observar una planta de trituradora, en cual se observar la trituradora primaria y secundaria y como va realizando el recorrido el mineral triturado.

Fig. N° 27. Planta de triturado.

Molienda

Esto se realiza en recipientes cilíndricos rotatorios de acero que se conocen como molinos de rodamiento de carga, los que contienen una carga suelta de cuerpos de trituración, el medio de molienda, libre para moverse dentro del molino y pulverizar así las partículas de mena. El medio de molienda puede ser bolas o barras de acero, roca dura y en algunos casos, la misma mena (molienda autógena). En el proceso de molienda, las partículas entre 5 y 250 mm se reducen de tamaño entre 10 y 300 μm.




Industrialmente se utilizan diferentes tipos de molinos: 1) Molino a bolas 2) Molino a barras

Molino a bolas

Estos molinos pueden ser tambor cilíndricos o cilindro cónicos de eje horizontal lleno de bolas de acero muy duro, en el que se carga una cierta cantidad de mineral. Al girar el molino alrededor de su eje, se tritura y pulveriza el mineral por la acción combinada de frotamiento, presión y choques que sufre al encontrase entre las bolas de acero o de fundición dura y el revestimiento interior, que también es de fundición o de acero de gran dureza.

Medidas son: el diámetro del tambor varía de 0,6 a 3 m y el largo es de tres cuartos del diámetro. Los números de las bolas pueden ser de 1000. La velocidad de rotación es del orden de 100 revoluciones por minuto.

Para una molienda eficiente hay que utilizar bolas de acero forjado de buena calidad, de redondez, dureza, tenacidad y densidad uniformes.

En los cilíndricos la relación de longitud a diámetro no excede de 1,5: 1. en los cilindros cónicos los elementos generatrices de los extremos cónicos forman ángulos de aproximadamente 60º y 30º con el eje del molino, ver fig. N° 28 y 29.

Fig. N° 28. Interior del molino de bola.

Fig. N° 29. Molinos de bolas.

Una alimentación o un producto grueso requieren predominancia de bolas de gran

diámetro y a la inversa, alimentación o producto fino requieren bolas más pequeñas.




Cuanto más pequeño el tamaño del medio de molienda, más eficiente y económica la operación de molienda, debido a que un medio más pequeño provee una mayor superficie de molienda. Por consiguiente, el tamaño máximo de bola debe ser solo lo suficientemente grande para quebrar la partícula más grande presente en la alimentación. Al seleccionar el tamaño mínimo de bola, debe considerarse que las bolas pequeñas se desgastan más rápido.

La molienda primaria requiere por lo general una carga graduada de bolas de 4” a 2”; la molienda secundaria de 2” a ¾”. Los circuitos de remolienda con alimentación fina permiten el uso de bolas de 1”, para una molienda más eficiente. La carga inicial de bolas generalmente fluctúa entre 40 a 45% del volumen interior del molino. La carga promedio de bolas pesará aproximadamente 4.500 kilogramos por metro cúbico y tendrá aproximadamente un 42% de vacíos entre las bolas. El consumo de bolas varía considerablemente con su aplicación y depende de factores tales como la dureza del material, el tamaño de la alimentación y del producto deseado. El consumo puede variar entre 0,10 y 0,82 kilogramos por tonelada de nueva alimentación.

La velocidad de alimentación de los molinos de bolas se expresa como un porcentaje de la velocidad crítica, que es alcanzado cuando la fuerza centrifuga obliga a que el material dentro del molino, se adhiera y rote con las soleras. Esta situación evita el efecto de cascada del medio de molienda, del cual depende una molienda efectiva Fig. 30, 31 y 32.

Fig. N° 30. a) Efecto cascada b) Molienda adecuada

Fig. N° 31. Movimiento de la carga de un molino de tambor.




Fig. 32. Tipos de descarga en un molino de bolas

Parámetros de operación:

El radio de reducción fluctúa entre 2 y 340. La densidad de pulpa varía entre 60 a 85% de sólidos. Valores por debajo de 65% de sólidos son excepcionales. Los ítems principales del costo son la energía eléctrica y las soleras. El consumo de energía depende del diámetro del molino, de la carga de bolas, de la velocidad de rotación y del estado de las soleras.

Si la velocidad de operación (rotación) está entre el 75 y el 80% de la velocidad critica, la potencia requerida puede calcularse en base al peso de la carga de bolas y al diámetro del molino, de acuerdo a las siguientes relaciones aproximadas:

• 10 Hp por tonelada de bolas p ara molinos con diámetro de 6 pies. • 11 Hp por tonelada de bolas p ara molinos con diámetro de 8 pies. • 12 Hp por tonelada de bolas para molinos con diámetro de 10 pies.

Video 9 de funcionamiento de molinos de bolas.

Molinos de barra En su aspecto exterior, son parecidos a los molinos de bolas clásicos. Consisten en

un tambor cilíndrico ligeramente alargado, revestido interiormente con placas de gran resistencia al desgaste. Todo el conjunto gira alrededor de su eje horizontal, trabajando unas veces en seco y otras veces con agua. En su interior se encuentran una serie de barras de acero duro, que realizan el molido. El efecto de percusión es menor que en los molinos de bolas, produciéndose la trituración principalmente por rodadura, fig. N° 33, 34 y 35.

Fig. N° 33. Interior del molino de barra.




Fig. N° 34. Molinos de barra.

Fig. N° 35. Tipos de descarga en un molino de barras.

Para tener una adecuada carga de las barras, está contendrá barras de diversos

diámetros, desde diámetros grandes hasta aquellas barras que se desgastaron lo suficiente como para ser reemplazados. Lo usual es cargar inicialmente un molino con barras de diámetros seleccionados. La mayoría de las cargas iníciales contienen barras de 1 ½ “ a 4 “ (3,8 a 10,2 cm.) de diámetro.

Una alimentación gruesa o un producto grueso requieren normalmente predominancia de barras grandes. Lo inverso se aplica para alimentaciones o productos finos.

Para conseguir una molienda satisfactoria, se debe utilizar barras de acero de alto contenido de carbón, que además deben ser laminadas en caliente, ser rectas y redondeadas y de dureza, tenacidad y densidad suficientemente rígidas para soportar la flexión, deben estar libres de fisuras con extremos limpios y cortados en escuadra.

El consumo de barras varia ampliamente con las características de la alimentación, la velocidad del molino, el grado de acidez de la pulpa, la longitud de las barras y el tamaño del producto. En molienda húmeda el consumo esperado de barras varia de 0.5 a 1 kilogramo de acero consumido por tonelada de nueva alimentación (en promedio aproximadamente 0,5 Kg/ton). Parámetros de operación

La densidad de pulpa varía desde aproximadamente 75% de sólidos para alimentación gruesa, hasta 60% para molienda intermedia a fina. La relación de reducción varía ampliamente desde 2 a 47, no se consideran adecuadas relaciones de reducción mayores a 30.




Maquinas de homogenización El sistema adoptado para la mezcla de los minerales tamaños superiores a 10 mm, de

una manera general, en las modernas instalaciones es el llamado Robin-Messiter (fig. N° 36), que consiste en un sistema de maquinas con cinta transportadora que permiten realizar grandes montones de mineral no muy anchos ni muy altos, pero teóricamente de toda la longitud que se desee.

Fig. N° 36. Instalación de mezcla y apilado de mineral tipo Robins-Messiter.

La maquina que forma montones puede formarlos de dos simétricos, y cada montón puede contener 20.000 o 25.000 tn, consiguiéndose mayor regularidad en los resultados cuanto mayores sean los montones de mineral. Los montones se forman con tongadas de poca altura y toda la longitud y de tamaños homogéneos de cada uno de los minerales depositados en otras plazas, de donde pueden ser tomados según el plan de mezclas convenientes para la planta. Terminados los montones, otra máquina entra de frente en los mismos y los corta transversalmente, lanzando la mezcla de minerales a un sistema de bandas continúas, que lo transporta al sistema de silos elevados próximos a los altos hornos.

Con este sistema se han conseguido, en resultados prácticos, reducir las diferencias de contenidos de hierro en los minerales, llegando en un plazo de 24 hs, desde un 8,4% de Fe a 2,3 %, teniendo, por tanto, una mejora de 3,6 veces. No solamente se mejora la regularidad en el contenido en hierro, sino también en los elementos de la ganga, como sílice, alúmina, cal, y en las impurezas que pueda contener el mineral, como ej. el azufre y el fosforo.




2) Instalaciones y operaciones de concentración y clasificación

Instalaciones para la clasificación por tamaños de los trozos de minerales gruesos y medianos Cribas

Después de la trituración son transportados por correas sin fin hasta las cribas planas vibrantes, ligeramente inclinadas y tromeles giratorios perforados.

Están constituidas por una o varias armaduras móviles, que tienen una ligera inclinación y en las que están dispuestas una serie de tres o cuatro rejillas perforadas con agujeros de diferentes tamaños con orden de tamaño creciente. La rejilla más fina esta al principio y la que tiene agujeros de mayor diámetro esta al final del recorrido (fig. N° 37).

Fig. N° 37.Criba oscilante para clasificación de minerales por tamaños.

Las cribas están animadas por un movimiento oscilante combinado de pequeña

amplitud, pero muy rápido, que se consigue generalmente por la acción de un árbol giratorio que lleva fijas dos excéntricas o levas que se apoyan en dos rodamientos de bolas solidarios con el larguero principal del chasis. De esta forma, los trozos de




mineral avanzan por la criba ligeramente inclinada de un extremo a otro del aparato y caen a través de la criba en el caso de que el tamaño de las partículas sea menor que los orificios que encuentra en su camino. Luego unos planos inclinados conducen los diferentes tamaños al lugar de almacenamiento correspondiente.

En su recorrido a través de las cribas, caen y se separan primero los tamaños finos y al final quedan los gruesos que no han llegado a atravesar los orificios de ninguna de las cribas. Las dimensiones de las cribas o tamices vibrantes varían de 4 a 8 m de longitud y 05 a 2 m de anchura.

Procedimiento HCC o de capa constante

El procedimiento de cribado HCC(Hauteur de couche croisante) (fig. N° 38) es un proceso de cribado que esta adquiriendo importancia, sobre todo para la preparación de las cargas de los altos hornos en las grandes siderúrgicas integrales.

Se caracteriza, como su nombre indica, porque trabaja con una altura de capa del material a cribar, creciente o constante. Este sistema es diferente, por lo tanto, del clásico, en que la altura de la capa del material a cribar va disminuyendo cuando este avanza en su recorrido a lo largo de la criba.

Este proceso HCC tiene, sobre el procedimiento clásico, dos ventajas principales: • La velocidad de cribado o de paso de los granos finos a través de la criba es por

lo menos dos veces mayor que en el sistema clásico. • Permite construir cribas de una superficie hasta cinco veces mayor que las

clásicas. Ej una sola criba HCC remplaza a 10 cribas clásicas, cuya superficie total es dos veces mayor que la HCC.

Fig. N° 38. Cribas HCC(Hauteur de couche croisante).

En el proceso HCC se opera de la siguiente manera, la materia progresa sobre la

superficie de cribado con una altura de capa creciente o constante a pesar de la eliminación progresiva de los granos finos que atraviesan la criba. Para que la capa de las materias a lo largo de su recorrido sea de altura constante o creciente, se subdivide la criba en varias secciones, con diferentes pendientes, sometidas además a vibraciones diferentes según convenga para conseguir el mantenimiento del espesor de la capa deseada. Para que los granos finos puedan atravesar la superficie de cribado, la primera condición es que lleguen a ponerse en contacto con ella. Para conseguirlo en el




procedimiento HCC, la fase de cribado va precedida de una fase de segregación de la materia. Esta fase, que realmente es la clave del proceso, produce una estratificación de la materia en la que los granos finos se colocan en las capas inferiores y los granos gruesos en la parte superior.

La estratificación se obtiene como consecuencia de un movimiento vibratorio adecuado que se da al material, en el que con rápidas oscilaciones se consigue proyectar hacia arriba a los granos gruesos que alcanzan mayor altura que los finos. De esta forma, al llegar el material a la zona de cribado se encuentra estratificado con los granos gruesos arriba y los finos en la parte inferior junto a la criba, lo que permite una criba muy rápida del material con un notable rendimiento de la instalación. Tromeles

Son aparatos giratorios constituidos fundamentalmente por un gran cilindro o tronco de cono rotatorio de paredes perforadas, a traves de las que escapan los trozos de diferentes tamaños por los orificios correspondientes. En la fig. N° 39 se ve un tromel sin eje central. El tamaño de los agujeros va aumentando de un extremo a otro, y hay dispuestos varios depósitos para la recogida de los trozos de diferentes tamaños.

La pendiente del eje del tambor debe ser de 5 a 10% para conseguir que los trozos de mineral avancen a lo largo del tromel. Su longitud suele variar de 3 a 15 m, su diámetro de 500 a 1.500 mm y la producción de 10 a 30 tn a la hs.

Los tromeles son muy utilizados para clasificar minerales de tamaño variable de 10 a 100 mm y la operación se realiza unas veces con agua y otras veces en seco.

Fig. N° 39.Tromel troncocónico giratorio para clasificar minerales por tamaño.

Se suelen separar de esta forma los pedazos en los siguientes grupos:

• tamaños < 10mm • tamaños 10mm a 25mm • tamaños 25mm a 75mm • tamaños >75mm




Mesas de concentración para materiales finos en medio húmedo Existen dos tipos de mesas que son las siguientes: Mesas de concentración fijas para finos

Las mesas de concentración fijas, que son una de las instalaciones más elementales. Están constituidas, en esencia, por un simple plano inclinado, con la superficie rugosa o con algunos obstáculos, que suelen simples listones de madera que se oponen al descenso del liquido (fig. N° 40).

Por la parte superior de la mesa llega una corriente de agua con pulpa de mineral constituida por partículas del mismo tamaño de mineral fino y de estéril, todas en suspensión.

Las partículas, al resbalar junto con el agua sobre su superficie, se van depositando según su densidad y su tamaño junto a los listones, tanto más lejos de la llegada cuanto menor sea su densidad o mayor sea su volumen.

Las partículas ricas más densas se depositan rápidamente y en la zona más profunda junto a los listones, mientras las materias pobres o estériles más ligeras y de mayor tamaño se depositan sobre las partículas más pesadas, o se depositan junto a los últimos listones o salen por la parte inferior de la tabla.

Se interrumpe periódicamente la entrada de la pulpa y se riega la mesa con agua. Al principio marcha el estéril y, cuando solo queda mineral, se riega con más presión

y con chorros paralelos a los listones y así se consigue desalojar el mineral.

Fig. N° 40. Mesa de concentración fija para finos.

Como se ve, las propiedades que fundamentalmente se utilizan en esta operación son: el empuje que les da la corriente de agua, la gravedad y el rozamiento del mineral arrastrado por una corriente de agua sobre la superficie de un plano inclinado. Es interesante indicar que la lámina de agua que corre sobre la mesa tiene mayor velocidad en la zona superior, y de aquí que los granos más ligeros sean arrastrados por la corriente. Los más pesados se van depositando junto a la entrada de la mesa y van quedando en parte fuera de la acción de las corrientes.




Mesas de concentración oscilantes Las mesas oscilantes son un perfeccionamiento de las mesas fijas y son muy parecidas a ellas. Se diferencian de aquellas fundamentalmente en que durante el trabajo están sometidas a un continuo movimiento alternativo, que facilita la clasificación y separación de las partículas por diferencia de densidad. Están constituidas, esencialmente, por una superficie de madera ligeramente inclinada en dos sentidos, revestida con una plancha de goma sobre la que se colocan bien sujetos numerosos listones de madera paralelos, según se ve en la fig. N° 41.

Por la parte superior de la tabla, en la zona donde están colocados los listones, se da entrada a la pulpa con las partículas a concentrar. También se da entrada a agua limpia, que luego, al descender atravesando la tabla, servirá para clasificar las partículas.

Fig. N° 41. Mesa oscilante para concentración de finos.

En la separación de las partículas que llegan arrastradas por el agua, tienen gran

influencia los canales, formandos por listones que deben ser atravesados sucesivamente por la corriente turbia que desciende por la tabla. En su camino de descenso, al llegar a los canales, la corriente sufre una disminución de velocidad que facilita el depósito de los granos de mineral más pesados en el fondo de los canales, como ocurría con las mesas fijas. Luego, dentro de cada canal, las partículas de mineral avanzan por efecto del movimiento oscilatorio diferencial y por la inclinación longitudinal de la tabla, clasificándose en estratos de acuerdos con su densidad.

La tabla sufre un movimiento alternativo compuesto que puede ser considerado como el resultado de dos movimientos alternativos. Uno rápido, de abajo hacia arriba, que deja la pulpa constantemente en suspensión con el agua y ayuda a una clasificación por densidad. El otro es un movimiento alternativo en el plano de la tabla, que da lugar a choques longitudinales, debido a los cuales las partículas de mineral puro van avanzando hacia el extremo de las ranuras y llegan a una parte lisa, donde son lavadas por la corriente de agua que viene del borde superior de la tabla.

El mineral va al fondo de las ranuras, mientras la ganga pasa por encima de los listones hasta llegar a la parte inferior de la tabla.

Los concentrados salen por el borde inferior de la tabla, donde por medio de un conducto son llevados a los depósitos espesadores. Estas tablas permiten tratar de 5 a 30 tn de mineral en 24 hs.




Instalaciones para la clasificación por densidad de los finos de mineral por gravedad de medio denso Espirales concentradoras Humphrey

Son aparatos que se utilizan para separar las partículas finas y estériles. Se trata de instalaciones muy económicas, de gran sencillez utilidad.

En la fig. N° 42 se ve como llega, por parte superior del aparato, la pulpa con mineral muy fino y estéril y una cierta cantidad de agua.

Al hacer su recorrido helicoidal a lo largo de las espirales, las materias más ligeras adquieren mayor velocidad tangencial que las pesadas y tienden a ir hacia la periferia de la espiral. Las más pesadas se concentran hacia la parte central de la espiral. El concentrado sale por agujeros dispuestos en la parte más baja del fondo de los canales de las espirales, desde donde, por medio de unos tubos se envían generalmente a una nueva concentración.

Fig. N° 42. Espiral concentradora Humphrey.

El estéril más ligero recorre toda la zona periférica del espiral hasta el final y se descarga por otro canal y escapa. Las espirales normales suelen tener 5 vueltas y pueden concentrara de media a una tn por espiral y hs.

Esta instalación, que es muy empleada, tiene la ventaja de que no tiene ninguna parte móvil, no consume energía y ocupa relativamente poco sitio.




Rastrillos y espirales para transporte y separación de fangos Los rastrillos trabajan sobre una superficie plana inclinada situada dentro de un

depósito lleno de agua. La entrada de la pulpa con las partículas de mineral y estéril se realiza por una tubería situada en la parte inferior del depósito en la zona de mayor profundidad.

Al llegar el agua al depósito, las partículas mayores y las más densas tienden a caer y depositarse en la pared inclinada sonde trabaja el rastrillo, y las más tenues quedan en suspensión. Así, el rastrillo, que en su recorrido de descenso llega a la parte más profunda del depósito, va subiendo el mineral por la superficie inclinada hasta evacuarlo por su borde superior. Las partículas más ligeras se mantienen en suspensión y se evacuan con el agua al desbordarse el depósito.

El rastrillo, cuya disposición se puede apreciar en la fig. N° 43, trabaja en forma alternativa. Durante un cierto tiempo, todos los peines que lleva dispuestos en la parte inferior se desplazan pegados a la pared en sentido ascendente para empujar hacia arriba el mineral. Luego, al cabo de un tiempo, los peines se elevan y separan del fondo y retroceden el camino avanzado a la vez que bajan, llegando otra vez a pegarse al fondo, volviendo luego a comenzar el ciclo. De esta forma el mineral se eleva por la pared inclinada hacia arriba.

De las partículas que llegan al depósito, las más pesadas y gruesas caen al fondo y se sedimentan.

Fig. N° 43. Rastrillo para separación de finos de mineral acumulado por su mayor densidad, en el fondo

inclinado del depósito.

Para separar los finos de mineral pesados de las arcillas y de otras materias estériles de bajo peso especifico, que se encuentran en suspensión en el agua, se usan también espirales de construcción parecidas a la que se señala en la fig. N° 44.

Los fangos llegan a la parte mezclados con el agua. Gracias al continuo movimiento de la espiral, los minerales pesados suben hacia arriba y se separan de los estériles de poco peso específico que se desbordan y salen por otro lado con el agua del depósito por su menor densidad.




Fig. N° 44. Espiral para transporte de fangos clasificadores de finos.

Depósitos para clasificaciones de fangos por decantación

En las operaciones de concentración y clasificación de minerales, se producen gran cantidad de aguas fangosas, que en ocasiones interesa clasificar para retirar las partículas muy finas de mineral que contienen.

El problema consiste en separar y recuperar las partículas finas de mineral que se encuentran en forma e fangos. Si las partículas son muy finas, es una operación difícil y lenta que, sin embargo, se realiza con éxito empleado los espesadores tipo Dorr (fig. N° 45).

Este aparato se compone de un gran recipiente cilíndrico de 5 a 20 mts de diámetro, lleno de agua, en el centro del cual gira un eje provisto de un brazo que lleva unas paletas. Este árbol gira lentamente y las paletas empujan las partículas de mayor densidad hacia la parte inferior, donde hay una abertura en la base del depósito. El agua, con las impurezas ligeras, marcha al desbordarse por una salida situada en la parte superior. Un decantador de 10 mts de diámetro pasa por día 400 tn de líquido, que, con 30% de materias solidas, puede separar 120 tn de fangos de mineral.

Fig. N° 45. Espesador Dorr.




Lavado de minerales Para esta operación se suelen emplear tromeles lavadores cilíndricos o cónicos giratorios (fig. N° 46), con reducido número de revoluciones y con inyección de agua que tiene la suficiente cantidad y presión. Provistos en sus paredes interiores de hélices que facilitan el avance del mineral y su separación de la arcilla que era arrastrada en sentido contrario por el agua.

La separación del mineral de la arcilla y de las materias terrosas, que constituyen la ganga del mineral, se realiza por la acción de chorros de agua que arrastran fácilmente a esas materias, que son bastante solubles en el agua.

Durante la operación, el mineral avanza ascendiendo ligeramente a lo largo del tromel conducido por piezas de hierro helicoidales, colocadas en las paredes interiores, mientras que el agua con los fangos o materias terrosas más ligeras y solubles van descendiendo en dirección contraria, debido a la ligera caída o inclinación que tiene el aparato, en sentido contrario a la del avance del mineral.

Por la boca de entrada del mineral, que es la boca de salida de las arcillas, se dirige un chorro de agua contra el mineral que hay en el interior del tromel y que es empujado por la hélice hacia afuera. El mineral que avanza cada vez más limpio de arcilla, cae a una cinta transportadora o mesa giratoria, mientras la materia arcillosa o terrosa escapa en sentido contrario con el agua, mejorándose así la riqueza del mineral.

Fig. N° 46.Lavadero de mineral tipo tromel.

A lo largo de las cintas transportadoras y mesas giratorias, hay obreros que

eliminaban a mano los trozos de estéril que se observaban. Las mesas circulares giratorias son recorridas en una vuelta de giro por el mineral que luego caía a las vagonetas de transporte.

Según las condiciones del mineral y el tamaño del tromel, la capacidad de lavado suele estar comprendida entre 100 y 300 tn/hs. También se emplean otros tipos de aparatos como:

• Cajas lavadoras • Mesas Wilfley • Clasificadores tipos cónicos o de tromel.

Calcinación de minerales

La calcinación se aplica al carbonato de hierro (para facilitar su utilización en los altos hornos), que se calienta en un horno de cuba (fig. N° 47), en presencia de un exceso de oxígeno, a temperatura de 400 a 900°C, no debiendo sobrepasarse los 950°C para evitar que durante el proceso comiencen a escorificarse o aglomerarse los minerales.




Este horno de cuba es parecido a lo que se emplean para la fabricación de la cal, y como combustible se emplean carbones de baja calidad. Este horno es una construcción de mampostería tronconica, de cierta altura. Esta revestida interiormente con ladrillos refractarios y exteriormente sunchados para aminorar los efectos de la dilatación, provocada por el calor interior.

Fig. N° 47. Horno de cuba para calcinación.

El mineral y el combustible (10kg de carbón por tonelada de mineral) se cargan por

el tragante. La combustión se inicia antes de efectuar las cargas y por lo tanto se propaga luego en toda la altura del horno. El aire se sopla en la base a través de toberas (parte inferior), regularmente repartidas, y puede graduarse a voluntad. Por las puertas de descarga se retira al mineral, al estado oxido, cada 6 a 12 hs se agrega más cantidad por la parte superior. El mineral al estado de oxido y aun a temperatura, apenas sacado del horno de calcinación. Se lleva al alto horno, para evitar mayores pérdidas.

La calcinación oxidante transforma el carbonato en trióxido de hierro

Este procedimiento es una simple consecuencia de la fabricación del acido sulfúrico,

utilizando piritas. Como residuo se forma oxido de hierro anhidro, eliminándose o recogiéndose el azufre al estado de anhídrido sulfuroso:

2FeS2 + 11/2O2 Fe2O3 + 4SO2

Un horno de 100m3 de capacidad produce 60 a 70 tn de material calcinado en 24hs.

Las dimensiones medias de los hornos son de: altura 9 a 10mts, diámetro de la base 4m, diámetro de la parte superior 3,85 mts.




Concentración por medios magnéticos

En términos generales puede decirse que, para desarrollar industrialmente un método de concentración magnética, es necesario:

1) Conseguir que el mineral y la ganga tengan un tamaño adecuado para su separación (tamaño variables desde un grano de arroz y en ocasiones mucho más pequeños, hasta el de una nuez), para que queden bien separados los trozos de estéril de los minerales.

2) Utilizar un campo magnético de suficiente intensidad según sea la clase de mineral.

3) Disponer de una instalación adecuada para conseguir luego la posterior separación en diferentes zonas de almacenamiento de las partes estériles y de las magnéticas.

La operación se realiza con el compuesto seco o en forma de barros (húmedas).Se puede decir que se suele utilizar la separación en seco para los minerales en trozos grandes y la separación húmeda para los minerales finos.

En la fig. N° 48 se ve un esquema de un separador magnético muy simple, en el que llega el material a una superficie ligeramente inclinada que vibra. El mineral avanza en su recorrido por el plano inclinado hasta llegar a un tambor metálico giratorio, en cuyo interior hay un imán que crea campo magnético en la zona de caída de las partículas. El estéril no magnético cae al final de su recorrido por simple gravedad, y se separa del tambor giratorio y se almacena en un compartimiento. El mineral magnético, al final de su recorrido, continua pegado al tambor mientras existe en sus proximidades campo magnético, y luego, cuando cesa este, cae, almacenándose separado y en distinto lugar que el estéril.

Fig. N° 48. Maquina de separador magnético en medio seco.

Video 7 de concentración de Sierra Grande

A continuación indicamos las particularidades de las instalaciones de baja y de alta intensidad.

La concentración con instalaciones de baja intensidad se utiliza para la magnetita y puede emplearse para cualquier tamaño inferior a 25 mm. Es el caso de minerales de 5 a 25 mm, la concentración se hace en seco. Para tamaños inferiores a 1 mm solo se emplea la concentración húmeda y para tamaños entre 1 a 5 mm se emplean ambas concentraciones, la húmeda y la seca.




La concentración con la alta intensidad se emplea, generalmente con mineral seco y en ocasiones especiales se realiza con mineral húmedo. Este tipo de proceso se observa en la fig. N° 49, en este caso se reemplaza el tambor por un casquete esférico formado por sectores de hierro y cobre alternados. El campo magnético se crea mediante un electroimán dispuesto entre el eje de rotación y la periferia. La ganga cae en G y el mineral en M.

Fig. N° 49. Separador magnético de alta intensidad en medio liquido (húmedo).

La eficacia del proceso depende, principalmente de la proporción de partículas

altamente magnéticas que contenga el mineral, del tamaño de la distribución de los constituyentes de los minerales y de la calidad del producto que se quiere obtener.

Se trabaja con tamaños inferiores a 3mm. Debe evitarse que el material contenga más del 50% de las partículas inferiores a 40 micrones (0,040mm), porque entonces hay dificultades por la excesiva adhesión que hay entre las partículas.

Este método exige electroimanes de muy alta intensidad. La capacidad de estas instalaciones es de 2tn/hs, cuando se concentra limonita, y de 6 tn/hs cuando se trata de hematites roja.

Concentración por flotación Una instalación de flotación (fig. N° 50) consiste en una serie de bancos dispuestos en serie, unos a continuación de otros, a los que llega por la parte inferior y lateral el mineral muy finamente molido, en suspensión con el agua a la que previamente se ha añadido ciertos reactivos químicos que favorecen la concentración por flotación, es decir que de esta forma el mineral se transforma en pulpa.




Fig. N° 50. Celda de flotación en serie.

La fig. N° 51 muestra el esquema de una celda de flotación. La pulpa se introduce

por la parte inferior de la cuba. El aire se envía por un tubo que esta arrollado alrededor del eje del agitador que tiene una hélice, con lo que la rotación asegura la suspensión de la pulpa. El giro de la hélice agita el agua con los reactivos, el mineral y de aire, produciéndose burbujas que ponen en suspensión las partículas del mineral y el aire, produciéndose burbujas que ponen en suspensión las partículas del mineral que se quiere concentrar. Las burbujas(espumas) cuando se suben a través del liquido, están separadas unas de otras, pero luego, al llegar a la superficie, se unen y se van acumulando junto con las partículas solidas de mineral que arrastran en su ascensión, formándose espumas que son sacadas de las cubas automática y continuamente por medio de unas paletas rotativas. Se evacuan hacia otra célula, donde, siguiendo el mismo procedimiento, se realiza una separación más intensa.

Según la composición inicial del mineral, son necesaria 3 o 4 flotaciones sucesivas para obtener un concentrado de riqueza utilizable en metalurgia. Las celdas son, barcas de base cuadrada (de 0,50 a 1,50 mts de lado) y cuya altura varía entre 1 y 2,50 mts.




Fig. N° 51.Esquema de una celda de flotación.

Se mejorado extraordinariamente la eficacia del procedimiento al tratar los minerales

antes de su llegada a las celdas de flotación con reactivos especiales, que favorecen la mojabilidad de la materia estéril, hacen menos mojable al mineral. Además, empleando reactivos adecuados, se llega a realizar, por flotaciones sucesivas, la separación escalonada no solo de los estériles, sino también de 2 o 3 clases de minerales cuya utilización, por separado, puede ser de gran interés.

Reactivos que normalmente se emplean en los procesos de flotación Los reactivos que se usan en la actualidad son muy numerosos y complejos y pueden clasificarse en tres grupos:

a) Espumantes: que favorecen la formación de espuma. El aceite de pino es uno de los más empleados. Favorecen la formación de burbujas por la división del aire que se inyecta en el agua.

b) Colectores: que acentúan la acción de los anteriores, favoreciendo la flotabilidad de los minerales. El xantato de potasio y sodio es el más empleado. Favorece la flotación, formando una película continua alrededor de las partículas que se quiere que floten e impiden que el agua las moje.

c) Reguladores: que modifican en cierto modo la acción particular de los reactivos espumantes y colectores, de acuerdo con las características del proceso. Se usan sobre todo en las flotaciones difíciles, para anular la flotación de uno o varios minerales, mientras interesa conservar las de otro. El acido sulfúrico, el sulfato de cobre y el sulfuro de sodio son los principales activadores que favorecen la flotación de los minerales.

Concentración en medio denso

Empleando instalaciones adecuadas, los trozos de sílice, caliza o arcilla que acompañan al mineral flotan en el medio denso preparado adecuadamente, y se desbordan continuamente en los conos o tambores de concentración, mientras el mineral más pesado cae hacia el fondo y se evacua por diversos procedimientos.

En la fig. N° 52 se incluyen dos instalaciones de concentración de minerales de hierro en medio denso. Una fija, de cono y la otra móvil de tambor.




Fig. N° 52. a) Concentración en cono utilizando un medio denso. b) Concentración en tambor utilizando

un medio denso.

En el cono, el mineral bruto entra por la parte superior. En el medio denso, el estéril flota y, al desbordarse el líquido, escapa con el estéril. El mineral cae al fondo y, gracias a la acción de aire a presión que se sopla por la parte inferior del cono, el mineral sube y sale al exterior por una tubería, cuya boca de escape del mineral esta justo muy cerca del vértice inferior del cono donde reúnen los trozos de mineral de mayor densidad.

En el método móvil de cilindro o tambor, el mineral bruto entra por uno de los extremos del eje del aparato. En el medio denso se separa el mineral, que va al fondo, del estéril, que flota, se desborda por una abertura y escapa al exterior. El mineral que cae al fondo es recogido y arrastrado por medio de unas chapas o paletas, puestas en la pared interior del cilindro y sale por otro conducto al exterior, quedando de esta forma separado el mineral del estéril.

Secado

En la concentración de minerales se obtienen, en ocasiones, fangos con partículas muy finas que contienen una gran cantidad de agua, que interesa eliminar.

El secado de los sólidos húmedos se lleva a cabo en varios tipos de secadores industriales, incluyendo secadores rotatorios, secadores de lecho fluidizado, y secador flash. Otro tipo de secado, llamado secado spray, se lleva a cabo cuando el material a secar se disuelve completamente en disolución acuosa. La solución se pulveriza (generalmente a través de una boquilla especialmente diseñada) en una cámara climatizada y mientras que el agua se evapora, los sólidos cristalizan. El vapor de agua se agotada del secador, y los sólidos se recogen en seco, por lo general en una sección cónica del secador.

Un sistema muy utilizado para eliminar el agua es la filtración continua por el vacío. Los filtros usados en metalurgia se componen de un tambor filtrante, dividido en varias células independientes, que gira en un gran depósito a donde se envía el líquido con las partículas a secar. Una parte de la superficie cilíndrica exterior metálica de este tambor esta perforada muy finamente y recubierta de una tela que deja pasa a través de ella el agua y no al mineral (fig. N° 53). En una parte al interior del tambor se hace una fuerte aspiración que arrastra al agua hacia la zona central.

Durante la operación, el tambor gira y en cada célula queda adheridas a la tela solo las partículas sólidas. Luego en su giro al salir del líquido llegan los concentrados en forma del fango adheridos a la tela a una zona donde son rociados con agua y se separan ciertas sustancias arcillosas, que se separan sin dificultad.

En la última parte del giro el material depositado sobre la tela deja los sectores donde actúa el vacío y entra en otro sector donde, en el interior del tambor, se produce una




ligera presión de aire que desprende las materias minerales que hay sobre la tela, que se depositan desprovistas ya de gran parte de su humedad en una cinta transportadora.

Fig. N° 53.Filtro y secado de minerales fino.

Para mejorar este secado, se conducen las partículas de mineral a horno rotatorio

circulares (parecidos a los de cemento), fig. N° 54, donde con un simple calentamiento a 200 o 300°C, se elimina completamente la humedad que contienen.

Fig. N° 54. Horno de rotativo de secado.




Aglomeración a)Sinterizacion

Consiste en aglomerar a elevada temperatura el polvo y las pequeñas partículas de mineral de tamaño inferior a 10 mm, por medio de una fusión incipiente del mineral. El concentrado de mineral, o mineral de hierro desmenuzado, se mezcla minuciosamente con polvo del tragante, desechos de polvo de los precipitadores y colectores, la cascarilla de operaciones de recalentamiento de acero etc., menudos de coque (tamaño de 3 a 25 mm) y caliza, se humedece y carga en la instalación de sinterización (fig. Nº 55).

Fig. N° 55. Esquema de sinterización de minerales de hierro.

Luego con ayuda de una fuente intensiva se enciende el combustible que se halla en

la capa de la carga. A través de la capa de carga con un ventilador de succión, dispuesto bajo la instalación de sinterización, se succiona el aire. La combustión, que comienza en la capa superior de la carga se propaga paulatinamente a todo el espesor y termina en el emparrillado de la instalación. Al quemarse el combustible la temperatura asciende a 1400 °C; ello es suficiente para la fusión parcial de las partículas de carga y la sinterización (aglomeración) entre sí. Después de terminar el proceso de combustión toda la capa de carga se transforma en un producto poroso, en trozos (fig. N° 56). Este producto tiene una densidad algo menor que la de los pellets y es de apariencia mucho más irregular, algo semejante a la del coque. Tiene una gran riqueza en hierro (60% Fe) y (4%C) Los cambios mineralógicos que ocurre en la línea son parte del Fe2O3 se reduce a FeO en la zona de combustión y se reoxida mas tarde. Estos cambios pueden ocurrir aun después de completar la combustión y de que el sinter pase sobre la parte enfriador de la maquina. Este cambio afecta la reductibilidad del sinter en los altos hornos.




Fig. N° 56. Pellets (izquierda) y sinter (derecha). Escala en pulgada (1pulg=25 mm).

En el sinter obtenido, se debe conseguir: • Tamaño de los trozos y proporción de finos y menudos adecuados. • Grado de porosidad conveniente. • Resistente. • Composición química correcta.

Preparación de la carga para lograr un buen sinterizado

Para producir un buen sinter, hay que vigilar: • Calidades y composiciones químicas del mineral y el combustible, el tamaño

de los pedazos y su granulometría, es decir, la cantidad relativa de los diferentes tamaños que se van a utilizar.

• El humedecimiento de las cargas, necesarios para crear una buena permeabilidad al gas en la carga.

• La aspiración empleada. • Temperatura que se alcance en el proceso de sinterización. • Proporción de combustible en la mezcla. • Velocidad a que avance la zona de altas temperaturas. • Altura o profundidad de la capa a sinterizar. • Volumen y depresión de la aspiración. • Velocidad longitudinal de la cinta.

Siendo deficiente la permeabilidad al gas, la cantidad de aire que ingresa a la zona de

combustión llega a ser insuficiente, la combustión iniciada transcurre con poca intensidad e incluso puede interrumpirse del todo. El calor que se desprende será insuficiente para crear la fase líquida y no se formará aglomerado.

Una gran cantidad de fracciones pequeñas disminuye los pasos para los gases, cuanto mayor es la cantidad de trozos grandes, tanto más grandes son las cavidades entre los granos y como consecuencia mejora la permeabilidad al gas.

Con el humedecimiento se crean grumos en la carga, sin embargo, la elevación de la humedad por encima de cierto límite provoca la destrucción de los grumos formados y la reducción de la permeabilidad al gas. La cantidad de humedad añadida depende de las propiedades físicas de la carga. Para los minerales densos se requiere menos humedad que para los blandos. Para el mineral en trozos grandes menos humedad que para los trozos pequeños. Para los minerales de magnetita la cantidad de humedad óptima es del 9% y para las limonitas del 28%.

El proceso de sinterización puede ser dividido en varias etapas: a) Preparatoria: Después del encendido (con la llama generado por el quemador especial) del combustible en la superficie de la capa de carga, los gases calientes pasan a través de la capa fría de la carga, hacia abajo, y le transmiten su calor. La humedad que se evapora de las capas superiores se condensa en las capas frías inferiores. A medida que desciende la zona de sinterización, aumenta la cantidad de humedad en las capas inferiores de la carga. Las capas superiores se secan cada vez más, se calientan con el gas y el calor que llega de la zona de sinterización hasta la temperatura de inflamación del combustible. b) Etapa de combustión: El combustible se enciende, se reducen parcialmente los óxidos de hierro, se crean fases liquidas que funden las pequeñas partículas de mineral de hierro.




En resumen: la combustión se propaga al interior de la carga, de arriba hacia abajo, realizándose el proceso en el tiempo que transcurre desde que comienza la ignición hasta que termina el recorrido horizontal del cajón en la máquina de sinterizar. c) Etapa de enfriamiento: El combustible en la capa se quemó, los trozos de mineral se soldaron, se sinterizaron mediante la fase líquida fusible. El material sinterizado a la salida de la maquina se tritura, se enfría con el aire frío que se suministra por arriba y luego se criba.

Entonces podemos decir que el proceso de sinterización se caracteriza por lo siguiente:

• El aire que llega para la combustión pasa por la capa de aglomerado candente y, enfriándolo, se calienta hasta una temperatura próxima a la temperatura del aglomerado.

• El calor de los gases se transmite a la carga gracias a la desarrollada superficie de contacto.

Procesamiento general para sinterizar una carga oxidada (fig. N° 57). 1- Se tienen varias tolvas de almacenaje con diferentes contenidos en cada una, como es mineral, coque, fundente y material de retorta; de las cuales a través de bandas dosificadoras de velocidad variable se extrae la cantidad necesaria de cada una, para formar un composito y enviarlo a los patios de homogenización. 2- Carga homogénea previamente sinterizada llamada sinter de retorno, se carga en el fondo del equipo para absorber calor y evitar la fusión de la parrilla y encima se carga una altura de 30 a 40 cm, del composito mineral a sinterizar. 3- Se enciende la mufla y alcanza los 1 700°K que es la temperatura de ignición para calentar los gases existentes en la parte superior de la carga a sinterizar. 4- Se hace succión en forma descendente de los gases calientes para encender la carga e iniciar la sinterización. Para el aspirado se necesita hasta 1.130 m3 por minuto de aire aspirado con depresiones importantes y potencias del orden de 1.200HP. 5- Si la carga a sinterizar contiene un 9% de pirita o un 5% de azufre se puede ahorrar el consumo de combustible.

Las reacciones más importantes que se producen en la sinterización son las siguientes:




Fig. N° 57. Flujo del proceso de sinterizacion.

Desde hace poco se le añade un fundente básico a la torta, como cal o piedra caliza;

este fundente se combina, al menos en parte, con las impurezas acidas y las neutraliza ya en los alto hornos, las partículas del fundente que no reaccionan químicamente se mezclan totalmente con las impurezas, ayudando así a que posteriormente se eliminen. Esta es la llamada práctica de sinterización autofundente. Instalaciones de Sinterizacion - Maquina Dwight Lloyd:

En la instalación hay varias tolvas donde se cargan minerales de diversas calidades el combustible y la caliza. Todas esas materias, si es necesario, se trituran y se criban para conseguir los tamaños adecuados. Luego se mezclan controlando que queden en las proporciones adecuadas y la conveniente humedad. Así, queda preparada la carga que luego se extiende en capas de 150 a 300m de altura sobre la parrilla, que esta formada por muchos carros que, al desplazarse, pasa sobre una o varias cámaras de aspiración.

La sinterización del aglomerado se realiza en instalaciones de cinta (fig. Nº 58) de 1 a 2 mt de anchura. La parte principal de la instalación es la cinta sin fin compuesta de carros (bandejas) articulados. La bandeja es una caja sobre rodillos con dos bordes por los costados y el fondo en forma de emparrillado. Las bandejas avanzan por carriles en sentido longitudinalmente.




El desplazamiento se logra mediante un par de ruedas dentadas conductoras, las cuales enganchan con los dientes la bandeja por abajo, la empujan hacia arriba y la siguen empujando hasta que los dientes de las ruedas quedan engranados con los rodillos de la bandeja. Cada bandeja precedente arrastra la posterior. La velocidad de arrastre es del orden del 3,2 a 8 m/min.

Fig. N° 58. Instalación con maquina Dwight Lloyd para sinterizar.

El movimiento de las ruedas dentadas crea cierta presión de una bandeja sobre la

otra, lo que impide la formación de holgueras entre las bandejas. En la parte de descarga de la instalación los rodillos de la bandeja pasan al carril inferior y el carro rueda hacia las ruedas dentadas bajo la acción de su propio peso. Bajo el carril superior de la instalación están dispuestas las cajas de la tubería de aire comunicadas con el ventilador.

La capacidad de los carros y la longitud de la cadena varían con la producción, siendo normal longitudes de 20 mts y anchura de 1,80mts. Normalmente se obtiene unas esponjas de tamaños variables de 6 a 40 mm, más o menos compacta, y suficientemente porosa y resistente para su tratamiento posterior en el alto horno.

La capacidad de una cinta de sinterización viene dada por la formula: C=60.K.B.H.γ.v (tn/hs)

C=capacidad en tn/hs K=rendimiento en sinterizado útil, teniendo en cuenta el material de retorno, la humedad, materias volátiles del combustible etc. (aprox. 0,65). B=ancho de la cinta (mts) H=altura del material en la banda (mts) Γ=peso de la mezcla a sinterizar (m3) v=velocidad de la cinta (m/min)




b)Pelletización La pelletización sirve para aglomerar materias primas finamente granuladas

obteniéndose un producto esférico, llamado "pellets" (ver fig. N° 59) que posee propiedades físicas y químicas ajustables al requerimiento de los distintos procesos y condiciones de manipuleo.

Para utilizar este proceso (para que se puedan formar las bolitas en verde) las partículas del mineral deben ser muy finas (todas las partículas deberán ser inferiores a 0,200mm (65 mesh) y el 70% inferior a 0,075mm (200 mesh), pues de los contrario se obtienen pellets defectuosos.

La pelletización se caracteriza porque el mineral fino se aglomera en forma de bolitas con un cierto grado de humedad (pellets verdes) y luego en una segunda operación esas bolitas crudas (en verde), se endurecen por cocción en hornos adecuados, ver fig. N° 59.

Fig. N° 59. Productos después de la pelletización (Pellets).

Las principales cualidades que se exigen a los pellets son:

• uniformidad de tamaño • alta resistencia y dureza • buena reductibilidad • alto contenido en hierro

Diagrama de flujo de una planta completa de Pellets. El proceso de pelletización consta de tres fases principales (fig Nº 60): a) Preparación del polvo de mineral a la granulometría adecuada. b) Fabricación en verde con un cierto grado de humedad de las bolitas o pellets para la formación de pellets verdes, los granos son humedecidos con un liquido (generalmente agua) y luego se lo hace pasar entre rodillos, debido a la influencia de las fuerzas de tensión capilar existentes entre las partículas a través de uniones líquidas, las partículas se aglomeran durante el pasaje por los cilindros para formar las bolas. Los pellets verdes tienen baja resistencia y por lo tanto deben ser endurecidos. c) Endurecimiento de los pellets a temperaturas muy elevadas para obtener bolas de porosidad adecuada y suficientemente duras y resistentes para su manutención, transporte y tratamiento en el alto horno.




Fig. N° 60. Esquema del proceso de pelletización del mineral de hierro.

Ahora vamos a detallar cada unas de las etapas de la pelletización, son las siguientes: 1) Preparación del Polvo del Mineral La preparación del polvo consta de las seis fases siguientes(fig. Nº 61) :

Fig. N° 61. Preparación de los polvos en la pelletización.

Uno de los principales inconvenientes en la preparación de los pellets es la necesidad

de llevar el mineral a un alto grado de molido lo que exige una importante inversión en maquinaria para trituración y molienda.




2) Preparación de los Pellets Crudos Para que la pelletización sea correcta, es necesario regular con precisión la humedad

(10% aproximadamente) y añadir al mineral bentonita (5% aproximadamente) para favorecer la aglomeración en forma de bolitas.

La bentonita es un aglomerante muy usado en la industria, pues tiene la propiedad de expandirse fácilmente en un medio húmedo, ocupando todos los intersticios existentes en el material. Mezclando el mineral a aglomerar con la bentonita en (por ej.) un tambor rotativo funcionando a una temperatura relativamente baja (500° C), por un efecto de la temperatura y la rotación se produce la aglomeración de la masa del material pulverulento por simple pegado. A la salida se obtiene un tamaño cuyo diámetro oscila entre 5 y 20 mm dependiendo del número de revoluciones y de la velocidad de pasaje del material. La pelletización se puede realizar en tres clases de instalaciones diferentes (fig. Nº 62): a) Tambores de pelletización: se utilizan tambores cilíndricos de 3 m de diámetro y 8 m de longitud, que tienen una inclinación de 8° y una velocidad de rotación de 10 vueltas por minuto. A la salida de los tambores debe realizarse un cribado pues los finos obtenidos sufren un reciclado. b) Platillos: se utilizan platillos inclinados de unos 7 m de diámetro que giran alrededor de su eje (fig. Nº 63). c) Conos: cuando se utilizan platillos o conos se obtienen unos pellets de tamaño muy regular y generalmente se evita el cribado. El tamaño y calidad de los pellets son ajustados mediante la variación del ángulo de inclinación y el número de revoluciones.

Fig. N° 62.Instalaciones para la fabricación de pellets crudos.




Fig. N° 63.Platillos de pelletización.

El tamaño de partícula a obtener varía de 10 a 30mm, aunque se pueden fabricar de

3mm. Estas son llamadas micropelotitas, dicho tamaño depende de: • El ángulo de inclinación del equipo: Mayor inclinación menor tamaño de

partícula. • La velocidad de rotación del equipo: Mayor velocidad menor tamaño de

partícula. • Humedad varia de 5 a 10% dependiendo de los huecos entre las partículas, el

exceso de humedad produce una mezcla pastosa que no permite la formación del pellet.

3) Endurecimiento de los pellets

Está operación se realiza con el propósito de eliminar la humedad y algunas sustancias volátiles a una temperatura de operación entre los 1200 y 1300°C, al evaporarse el agua los pellets, se volverían polvo nuevamente ya que la tensión superficial del agua mantenía unidas las partículas, pero por la adición del aglutinante permanece su forma aún después de la cocción.

Para que los pellets puedan ser capaces de soportar el transporte y la presión que sufren en el alto horno son sometidos a un proceso de cocción. Existen dos procesos de endurecimiento de los pellets.

• Endurecimiento mediante tratamiento térmico, el cual provoca la unión de los granos.

• Endurecimiento en frío (o a baja temperatura) por unión química mediante la incorporación de algún aglomerante.

Procesos de Pelletizacion por Tratamiento Térmico Existen cuatro procesos de tratamiento térmico, utilizados a nivel industrial:

• Horno de cuba • Parrilla recta • Parrilla circular • Grate kiln

En los hornos de endurecimiento debe regularse bien las temperaturas y los ciclos de calentamiento, para conseguir pellets porosos y de gran dureza y resistencia a la compresión y al desgaste.




Horno de cuba: Es un horno alto de forma rectangular con revestimiento refractario, equipado con cámaras de combustión externas (fig. Nº 64).

Fig. N° 64. Horno de cuba.

En la parte inferior, las cámaras de enfriamiento recuperan el calor y enfrían los

pellets. Los pellets verdes son cargados en forma continua por la parte superior, y en su descenso entran en contacto con la corriente ascendente de gases , pasando así por las zonas descriptas. La principal ventaja de este sistema es el bajo costo de inversión y de operación. Las principales desventajas son:

• sólo es eficiente con magnetita • debe trabajar con combustibles líquidos o gaseosos. • no tiene flexibilidad para controlar la temperatura y velocidad de los gases en las

zonas de secado y precalentamiento. • Los hornos de cuba se adaptan bien para pequeñas producciones (500.000 ton

anuales). • Los hornos más grandes tienen una superficie de aproximadamente 15 m2.

Parrilla Recta: Se trata de una parrilla continua (fig. Nº 65) que se desplaza sobre varias cajas de viento (CV). Los pellets son depositados sobre una parrilla, formando un lecho fijo, cuyo espesor puede variar entre 30 y 50 cm. De esta forma el material no sufre pérdidas por abrasión o degradación importantes. El calor es aportado por gases calientes provenientes de quemadores ubicados en campanas, encima de la parrilla (Q). El secado se realiza por lo general en dos etapas. La primera con corriente ascendente de gases para evitar el hundimiento de la carga (UDD), y la segunda con corriente descendente (DDD). Los gases calientes son reciclados desde las zonas de cocción y enfriamiento. En el precalentamiento hay un aumento progresivo de la temperatura, pasando los pellets por sucesivos compartimientos provistos de quemadores y sometidos a la corriente descendente de los gases calientes. En la zona de cocción la corriente de gas es también descendente.




En la zona de enfriamiento los pellets entregan su calor sensible a una corriente ascendente de aire. El rendimiento térmico es muy bueno por el aprovechamiento del calor sensible de los gases, pero el reciclado obliga a usar una alta tecnología, constituida por varios ventiladores, conductos de gas y sistema de regulación a lo que se suman los gastos de mantenimiento y energía eléctrica. Son comunes instalaciones de 3 millones de toneladas anuales.

Fig. N° 65. Parilla recta.

Parrilla Circular: En este sistema los pellets son tratados sobre un lecho fijo, en una parrilla en forma de corona (fig. Nº 66). Sobre la parrilla se tiene una capa de protección. El material se carga en una capa de poco espesor lo que disminuye las presiones y permite utilizar pocos ventiladores.

Fig. N° 66.Parrilla Circular – Corte.

Grate Kiln:

El proceso de endurecimiento se efectúa en tres equipos sucesivos (fig. Nº67): • La parrilla horizontal • El horno rotativo • El enfriador anular

La parrilla horizontal efectúa las funciones de secado y precalentado de los pellets verdes depositados en capas de 150 a 750 mm de espesor, a una temperatura de 900 a




1100° C. Para este fin se recirculan gases provenientes del horno. El precalentamiento se continúa hasta que los pellets tienen una resistencia adecuada para ser transferidos al horno rotativo. En el horno rotativo inclinado, los pellets son cocidos durante media hora aproximadamente, a temperaturas de 1250 a l300° C. Poseen un quemador situado en el eje del horno, usándose el aire que proviene del enfriador. Los gases fluyen sobre la cama de pellets sin atravesarla. El movimiento de los pellets entre sí evita el pegoteo y asegura un endurecimiento uniforme de los pellets. En la última etapa del proceso se tiene el enfriador anular. La eliminación de la capa de protección y el hecho de que los gases no deban atravesar la capa de pellets en el horno rotativo hacen que la depresión sea menor, reduciéndose la energía eléctrica consumida por los ventiladores, con lo que se reducen los costos operativos. Este sistema es utilizado para todos los tipos de minerales y son comunes instalaciones de 3 a 3,5 millones de toneladas anuales.

Fig. Nº 67. Parilla Grate-Kiln.

Proceso de Pelletización en Frío

Con el fin de obtener instalaciones menos costosas, simplicidad en la operación y menos consumo de combustibles, se han estudiado varios procesos de endurecimiento sin tratamiento térmico Se ha logrado una instalación industrial con una capacidad de 1,5 millones de toneladas anuales. El proceso consiste en obtener el endurecimiento de los pellets con una mezcla de mineral y aglomerante (cemento).

No se conocen los resultados de su uti1ización en altos hornos modernos pero puede decirse que el estado de oxidación del mineral de hierro se mantiene fijo, y que el agua de constitución el azufre y otros compuestos volátiles de los minerales no son eliminados (fig. Nº 68).




Fig. N° 68. Pelletización en Frío.

c) Briquetado

Es el método más simple de aglomeración de minerales, consiste en transformar los finos o polvos de mineral en briquetas por simple prensado, sin empleo de calor y sin que el mineral sufra en el proceso ninguna transformación química. Es un proceso discontinuo de poca productividad y no tiene características exclusivamente mineras (por ej. briqueteado de plásticos termoestables).

En la actualidad se usan briquetas un poco más pequeñas que el puño de la mano. Para que las briquetas tengan suficiente consistencia, es necesario, a veces, adicionar al mineral elementos aglomerantes como brea, alquitrán, arcilla, cal, etc., que se mezclan con el mineral en proporciones convenientes antes de su prensado (fig. Nº 69).

Fig. N° 69. Briqueteado.

Para la fabricación de briquetas se utilizan prensas de gran potencia. Una vez

amasadas utilizando polvo del mineral y agua, se las seca al aire y luego se disponen en vagonetas que se introducen en un horno de galería, ver fig. N° 70. La unión de las partículas solidas de hace por fritado, elevando a temperatura conveniente el horno. El calor lo produce el gas que se emplea para producir llamas largas que recorren el horno longitudinalmente. El humo sale por un conducto dispuesto en la zona extremidad.




Fig. N° 70. Horno Gröndal para la cocción de briqueta.

El horno tiene una longitud de 30 a 60 mts. Las vagonetas son retiradas una a una, a

intervalos regulares, introduciéndose otras por el extremo opuesto. La producción de briquetas puede alcanzar cifras entre 30 a 100 tn cada 24 hs, según

las dimensiones del horno. Este procedimiento tiene, además la ventaja de disminuir el contenido de azufre a

proporciones casi insignificantes.

Obtención de Briquetas a Partir de Finos de Carbón A través de una tolva se introducen los finos de carbón en una mezcladora junto con

el aglomerante que puede ser brea o alquitrán. Posteriormente se lleva la mezcla a una prensa mecánica del tipo a fricción (son más rápidas y económicas) donde se efectúa un prensado y moldeado obteniéndose la briqueta (fig. Nº 71).

Fig. N° 71.Obtención de Briquetas a través de Finos de Carbón.

Obtención de Briquetas de Chatarra

De automóviles y/o refrigeradores en desuso se hace una previa clasificación para separar las partes de fundición (motor, etc.). El metal (por ej. carrocerías) se hace un triturado, luego un quemado en horno y por medio de separación magnética se clasifican las partículas ferrosas. En este momento el proceso se diversifica según la aplicación de la chatarra; si ésta es usada directamente como carga para el horno se hace un prensado en prensas horizontales formándose los paquetes de chatarra que sirven de carga, en cambio si el destino es la formación de briquetas el material ferroso es cortado en una sierra múltiple a discos (Slitters) o cizallado para luego matrizarlo y obtener así las briquetas (fig. N° 72).




Fig. N° 72.Obtención de Briquetas a través de Finos de Carbón.

d) Nodulización

Se emplea para aglomerar, por medio de una fusión incipiente, minerales finos y polvos que se producen en siderurgia y principalmente los que escapan por el tragante de los altos hornos. En la nodulización, la formación de las bolitas y la cocción se hacen en una sola operación y en el mismo horno.

En este proceso, relativamente sencillo, se emplean hornos circulares rotatorios de gran longitud (60 m aproximadamente) y unos 3 m de diámetro, similares a los usados en la industria del cemento (fig. Nº 73).

Fig. N° 73. Horno rotatorio igual de cemento.

En esos hornos se somete al mineral a la acción combinada del giro del horno y de

altas temperaturas. Así se consigue aglomerar los minerales formando bolitas de resistencia, porosidad y tamaño adecuado para cargarlos directamente en el alto horno. Se puede utilizar cualquier clase de combustible para calentar el horno pero generalmente se realiza el calentamiento con gas de alto horno que es un combustible barato y en ocasiones sobra en las grandes plantas siderúrgicas.

Una de las principales desventajas del proceso es la formación de anillos en el horno por la adherencia del polvo a las paredes que dificultan, en ocasiones, el avance del




mineral. Esto exige la parada y rotura de esos anillos para conservar la forma cilíndrica del horno, que es necesaria, para el ordenado avance de los minerales en su interior.

Entre sus ventajas se destacan la simplicidad del proceso y la posibilidad de utilizar partículas de tamaño muy variable. A pesar de esto, en la actualidad es un método poco utilizado.

7-Evaluación de las propiedades de minerales y aglomerados de hierro Tanto los minerales, como lo aglomerados de minerales, se someten normalmente a

una serie de ensayos, para juzgar de sus condiciones más o menos favorables al proceso de reducción a que van a ser sometidos.

Antes de realizar estos ensayos hay que contar, con el análisis químico completo, para juzgar de la ley en hierro y en las distintas impurezas y saber la influencia del proceso de aglomeración en el contenido de estas, o en su transformación en otras combinaciones como ej. formación de silicatos de Fe.

Otro ensayo importante es el de la clasificación granulométrica, a fin de decidir sobre la forma de aplicación de los minerales y la importancia mayor o menor de la instalación de aglomeración.

Entonces los elementos a evaluar son:

1) Propiedades físicas fuera del alto horno 2) Reductibilidad 3) Conducta física durante la reducción

Vamos a definir cada uno de estos ensayos: 1) Propiedades físicas fuera del alto horno

Estos ensayos lo podemos clasificar en cuatro que son:

Vamos a explicar cada unos de los ensayos: a- Ensayo de fractura (Shatter test)

Muestra para el ensayo: 20 kg de mineral o sinter de tamaño +10mm Ensayo: se deja caer el mineral 4 veces desde 2m de altura sobre una placa con 22kg, 25 kg y 150 kg. Medición: verificación de la cantidad de material retenido por una malla de 10mm. Resultado: Índices de 80% a 83% indican sinter resistentes. b- Ensayo de tambor y de abrasión (ASTM) Muestra para el ensayo: 15 kg pellets de tamaño 6 a 40 mm Método de ensayo: 200 revoluciones a velocidad de 25 rpm en tambor de ø = 1000 mm y ancho = 500 mm. Medición: verificación de la cantidad de material retenido por una malla de 1/4in y verificación de polvo producido que pasa por una malla de 30.




Resultado:

Ensayo a la abrasión En el material sinterizado es necesario ensayar su resistencia al tromel o ensayo de

abrasividad o consistencia del sinterizado producido. Para realizar este ensayo se somete un determinado peso de sinterizado de tamaños

superiores, ej. a 80 mm, a la acción de un tromel que gira a razón de 25 vueltas por minuto, durante cuatro minutos, teniendo el tromel unas dimensiones standard y unos barrotes en su generatriz interna de manera que provoca golpes sobre el material.

Resultado: por un análisis granulométrico, se determina lo que se ha degradado el material, siendo la fracción más importante para juzgar la calidad del sinterizado el porcentaje de tamaños menores de 10 mm producidos. c- Ensayo de compresión

Ensayo utilizado usualmente para pellets. Debe utilizarse una muestra grande para obtener valores promedios aproximados. Muestras de 12 mm (200 pellet individuales) El ensayo consiste en medir la carga de rotura a la compresión. Debe ser de 150 a 200 kg.

Ejemplo de resultado:

d- Porosidad Los pellets con una porosidad de entre 22% a 30% tienen una reductibilidad

satisfactoria. Ejemplo de este ensayo es el Ensayo de intrusión de Mercurio (MIP) 2) Propiedades físicas dentro del alto horno (Reductibilidad)

Definimos a la reductibilidad es la facilidad con la que el oxígeno es extraído del mineral. Datos útiles que se obtienen: cantidad de combustible que se necesitará y rango de tamaño óptimo para el mineral. Muestra: tamaño 10 a 12 mm. Gas reductor: 40% CO y 60% N2 Método: se realiza haciendo pasar por un determinado peso del mineral de granulometría determinada, una corriente de oxido de carbono a una temperatura determinada y dosificando la parte de oxido de carbono que se transforma en CO2(anhídrido carbónico) como consecuencia de la reacción.




Cuanto mayor sea la proporción de CO2, tanto más reducible es el mineral o el aglomerado. Variables del ensayo: temperatura, capa de material y flujo de gas. Método de medición: la reductibilidad se expresa como la perdida en % del peso de oxigeno por minuto hasta un 40% de reducción. Es deseable una reductibilidad de 0,5% como mínimo. Análisis: comparativo respecto de una reductibilidad patrón de wüstita (FeO) en la zona de 900º C – 1000º C. Ejemplos: el material puede ser mezclado con coque o colocado en una cama por la que se hace pasar un flujo de gas constante. El rango de temperatura de trabajo es de 900º C a 1000º C, y le ensayo puede ser isotermal con aumento de temperatura gradual. 3) Conducta física durante la reducción

Estos ensayos los vamos a dividir en cinco partes:

a- Decrepitación

Este ensayo se divide en dos partes: Decrepitación:

Causa: Por rápida explosión de humedad. Ocurre principalmente con minerales. Ensayo: introducción de mineral en un horno precalentado entre 400º C y 500º C. Una vez alcanzada la temperatura se saca el material, se deja enfriar y se mide la fracción fracturada. Mejores características: porosidad mayor al 10% y baja humedad. Fracturamiento a baja temperatura en condiciones reductoras:

Causa: Fractura por sobre 600º C por insipiente reducción. Ensayo: Se mezcla el material con coque y se calienta paulatinamente hasta 1000º C, variando la composición del gas simulando el descenso del material en el alto horno. Conclusiones:

• Las magnetitas presentan poco fracturamiento. • La mayoría de las hematitas presentan alto fracturamiento • Los pellets se fracturan poco. • El sinter presenta mucha variación.

b-Resistencia a la compresión en caliente

A este ensayo se someten los pellets. La resistencia media a 1000º C es de 27kg la carga a aplicar.




c- Hinchamiento (Swelling) Muestra: Se utiliza material de 10mm a 20mm y temperaturas de 1000º C.

Precalentamiento en atmósfera de 40% CO + 60% N2.Reducidos los pellets se enfrían con N2. La reducción dura de 15 a 120 minutos. Medición: se miden diferentes hinchamientos para distintos grados de reducción. Es decir que se mide peso de pellets reducidos y su volumen. Conclusiones: Los pellets de buena calidad tienen grado de hinchamiento no mayor al 12%. Los pellets deben hincharse menos del 20%. Pellets con hinchamiento entre el 20% y el 40%: porcentaje de la carga máximo 65%. d- Ablandamiento de los materiales en el alto horno

Es necesario que las temperaturas a las que empieza el ablandamiento sean bastante altas para evitar alteraciones en el alto horno por fusión prematura. Para sinter: el ablandamiento depende de

• % Fe • Estado inicial de oxidación • Proporción CaO/SiO2.

Para pellet y mineral el ablandamiento depende del: • Estructura cristalina. • Porosidad • Ganga (los álcalis reducen la temperatura de ablandamiento).

e- Permeabilidad a alta temperatura en condiciones reductoras y baja carga

Se utiliza el test de Brughardt (método de lecho estable). Conclusiones:

• Las magnetitas retienen buena permeabilidad • Los pellets muestran buen comportamiento • Las hematitas exhiben de buenos a muy pobres resultados. • Los sinters no se ablandan o hinchan apreciablemente.

8-Requisitos químicos y granulométricos de aglomerados para cada proceso de reducción

Para conseguir la máxima productividad en los modernos altos hornos, solo se deben cargar en ellos minerales ricos o aglomerados o pellets con una riqueza en hierro, en las cargas casi siempre superior al 56%. La composición típica de los sinters y pellets es:

Elementos químicos Porcentaje (%) Hierro 55 – 63 Manganeso 0,03 – 0,30 Fosforo 0,01 – 0,07 Azufre 0,005 – 0,04 Silice 2 – 4 Alúmina 0,1 – 2 Cal * 0,1 – 2 Magnesia 0,1 – 2 Humedad 0,5 - 3




*Hasta el 6 a 8% es autofundente.

En los alto hornos se cargas las materias primas con estos tamaños granulométricos: • Mineral: 10 a 50 mm • Sinter: 6 a 40 mm • Pellets: 10 a 25 mm

Video 10 de una yacimiento a cielo abierto en México




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