Produção de Ferro no Japão: Insights do Alto-Forno e Estudos de Dissecção

A produção de ferro-gusa em alto-forno (AF) é o meio mais viável devido ao desempenho comprovado, flexibilidade de matérias-primas e alta capacidade de conservação de energia térmica. Não há datas definitivas para o início, mas projetos importantes e reengenharia começaram na Europa no século XIV. Desde então, a rota AF dominou sobre métodos alternativos.

O processo passou por desenvolvimentos evolutivos duradouros para se tornar altamente eficiente. Principais avanços: (i) modernização de instalações, (ii) aumento de produtividade, (iii) redução da taxa de coque, (iv) extensão da vida de campanha, (v) flexibilidade e melhorias de materiais. Avanços tecnológicos para economia, eficiência e sustentabilidade: (i) práticas de controle/gerenciamento de processo, (ii) carga central de coque, (iii) operação com alta pressão no topo, (iv) enriquecimento de oxigênio no sopro, (v) substituição de coque caro por fontes de carbono alternativas (carvão pulverizado, gás natural, óleos, plásticos). Desenvolvimento levou de pequenas unidades consumindo muito combustível a fornos de 10.000 t/dia de ferro-gusa, comuns em vários países. Mesmo com aumento dramático de tamanho/saída, muitas reações internas ainda não são conhecidas.

Desenvolvimento do Processo do Alto-Forno

Desenvolvimentos introduzidos gradualmente, tornando-se práticas padrão. Ordem cronológica aproximada: (i) uso efetivo de cargas preparadas, (ii) injetados no sopro, (iii) alta pressão no topo, (iv) alta temperatura do sopro, (v) controle melhorado da distribuição de carga. Aumento gradual do tamanho físico do AF simultâneo.

Uso de Cargas Preparadas

Primeira preparação: dimensionamento de minérios. Dimensionamento mais estreito melhorou permeabilidade → mais vento soprado → maior produção. Eficiência de redução aumentou pela remoção de blocos maiores → menor taxa de coque.

Sinterização de minérios: segundo passo importante. Originalmente desenvolvida para tornar resíduos ferrosos (pó de chaminé, carepa, finos) em carga utilizável. Conceito mudou após sucesso do sinter auto-fundente em meados de 1950s: fundentes removidos da carga do AF e introduzidos via sinter → redução taxa de coque + aumento produtividade. Hoje, sinter é componente estabelecido, ainda em investigação contínua.

Esgotamento de minérios de alto teor forçou beneficiamento + produção de pelotas de alto teor. Carga com alto Fe e baixo ganga → maior produção + menor taxa de coque. Permeabilidade aumentada por dimensionamento mais estreito. Uso de pelotas não universal: vários países operam predominantemente com sinter, pelotas/minério dimensionado pequena proporção. Visão: alta razão sinter essencial para operação estável de AFs grandes (sinter tem propriedades superiores de alta T e distribuição; pelotas rolam facilmente, dificultando controle de distribuição). Coque miúdo (breeze) de forno de coque consumido na usina.

Injetados no Sopro (Blast Injectants)

Três injetados normais: (i) vapor, (ii) O₂, (iii) combustíveis auxiliares. Afetam temperatura da chama (raceway). Vapor e combustível auxiliar baixam; O₂ aumenta. Temperatura teórica da chama calculável — crucial para operação suave e produtividade com grandes quantidades de O₂/combustível auxiliar. Baixa T impede reações → resfriamento do forno. Alta T danifica permeabilidade (expansão zona de fusão, evaporação de alcalinos/SiO₂). Controle da T teórica variando quantidades dos injetados.

• Vapor: reage com coque → H₂ → aumenta redução → diminui taxa de combustível.
• Combustíveis auxiliares: principais injetados. Tipo depende de condições locais. Fornecem H₂ e CO adicionais → aumentam grau de redução → diminuem taxa de coque. Combustão completa no bico essencial; combustão incompleta prejudica permeabilidade. O₂ em excesso no sopro controla.
• Oxigênio: aumenta O₂ em excesso e T da chama, contrabalanceando queda por vapor/combustível auxiliar. Diminui gás de bosh → minimiza canalização, flooding (alagamento) e loading (carregamento). Flooding causa operação irregular. Loading: escória fundida impedida de descer por velocidade ascendente do gás; peso da escória deve superar fluxo para descer. Aumento gradual de O₂ no sopro → volume de gás por t de ferro-gusa diminui → queda na transferência de calor gases-sólidos no cadinho → queda T do cadinho. Aumento de produtividade por enriquecimento O₂ acelera descida da carga → menos tempo para transferência de calor → materiais entram zona alta T sem pré-aquecimento suficiente → resfria forno → slipping/hanging.

Prática requer controle cuidadoso em três limites: (i) limite de transferência calor gases-sólidos, (ii) limite de T teórica da chama, (iii) limite de combustão completa do combustível auxiliar. Controle dentro dos limites → baixas taxas de combustível e alta produtividade.

Alta Pressão no Topo

Benefício: reduz velocidade do gás no forno → mais tempo para redução gasosa → menor taxa de combustível. Perdas de pó diminuem (velocidade menor insuficiente para transportar pós mais grossos). Alternativamente: mais vento soprado → produção maior mantendo mesma velocidade → evita canalização, flooding, loading. Desvantagem: construção robusta necessária em todos equipamentos (fogões, bustle pipe, paredes, topo, limpeza de gás) → caro. Topo do AF precisa design especial para equalizar pressão no sistema de carregamento e evitar desgaste. Perda de energia no gás de topo alta pressão, embora turbina de recuperação recupere parte.

Apesar de questões de engenharia, operação de AFs grandes requer alta pressão no topo para (i) menor taxa de combustível, (ii) maior produtividade.

Alta Temperatura do Sopro

Ar entrando pelos bicos é aquecido pela combustão do coque → ar mais quente = menos coque consumido no aquecimento adicional na região do bico. Pré-aquecimento não é novo (fogões AF existem há >100 anos). Recentemente T >1300°C alcançadas. Modificações no design dos fogões: (i) aumentar área de superfície aquecida do chequer work alterando formato dos tijolos, (ii) refratários de maior qualidade para T mais altas, (iii) câmaras de combustão externas aumentando área aquecida.

Melhorias na Distribuição de Carga

Controle da distribuição essencial para melhorar utilização do gás e baixar taxa de combustível. Distribuição correta controla forma da zona coesiva → maximiza produção e minimiza fluxo de gás na parede → prolonga vida do forno. Com aumento do tamanho, distribuição para fluxo de gás estável não mantida com equipamentos convencionais (diferenças em ângulo de repouso, densidade, forma). Parcialmente superado por armadura móvel para controlar distribuição ao sair do sino. Desenvolvimento de topo sem sino (BLT) e Gimble top com calha rotativa distribuindo carga com precisão em qualquer posição da linha de carga resolveu amplamente a questão.

Sinter de Minério de Ferro

Em muitos AFs, sinter é componente majoritário da carga. Composição química depende dos outros componentes. Normalmente: sinter fundente (CaO/SiO₂ ~1,2) a super-fundente (CaO/SiO₂ ~1,7–2,2). Sinter fundente usado quando maior parte da carga é sinter. Super-fundente quando resto da carga é ácido, equilibrando química da escória. Sinter é extremamente heterogêneo pela natureza do processo.

Estrutura do Sinter

Fundentes misturados ao minério reagem na sinterização, fundem e atacam partículas. Aglomeração completa de finos pode ocorrer, mas geralmente partículas maiores só sofrem ataque superficial. No resfriamento, precipitação de fases diferentes na matriz de escória → mistura de fases longe do equilíbrio, material heterogêneo cujas fases dependem da segregação de componentes na mistura inicial (ex.: onde existia cal, forma região rica em cal). Fases dependem da quantidade de agentes fundentes. Sinter auto-fundente: principalmente hematita e magnetita com pequenas quantidades de ferritas de cálcio (reação minério-cal). "Ferritas" = quantidades combinadas de diferentes espécies de ferritas produzidas, dependendo da basicidade e partículas de minério na zona de reação. Aumento da basicidade → aumento da proporção de ferritas.

Ferritas no sinter normalmente contaminadas com SiO₂ e Al₂O₃ → produto SFCA (silico-ferrita de cálcio e alumina). Fórmula geral: n1(Fe₂O₃)·n2(SiO₂)·n3(Al₂O₃)·5CaO, Σn ≈ 12. Teor de Ca ~15% constante. Praticamente: 7Fe₂O₃·2SiO₂·3Al₂O₃·5CaO e 9Fe₂O₃·2SiO₂·0,5Al₂O₃·5CaO.

Redução do Sinter

Tipo e quantidade de ferritas determinam propriedades de redução. Redutibilidade das ferritas varia. Proporção de ferritas aumenta com basicidade, mas redutibilidade não segue mesma tendência. Basicidade 1,0–1,5: redutibilidade sobe (aumento ferritas CaO·2Fe₂O₃ e CaO·FeO·Fe₂O₃). Basicidade 1,4–1,5: redutibilidade cai (queda hematita, desaparecimento CaO·2Fe₂O₃, aparecimento 2CaO·Fe₂O₃ pouco redutível). Basicidade >1,5: tendência ascendente (aparecimento CaO·Fe₂O₃ e CaO·FeO·Fe₂O₃).

Comportamento de redução complexo: ferritas devem decompor para redução do óxido de ferro. Processo: óxidos de ferro superiores e ferritas ricas em Fe₂O₃ reduzem até restar ferrita dicalcica e wüstita. Gás ataca ferrita dicalcica: 2CaO·Fe₂O₃ + 3H₂ ⇌ 2CaO + 2Fe + 3H₂O. CaO liberado reage com wüstita: 2CaO + 3FeO ⇌ 2CaO·Fe₂O₃ + Fe. Ciclo repete. Microfotos mostram wüstita não na fronteira do gás → processo de difusão entre reações. Estudos: na superfície do óxido, ferrita dicalcica reduz primeiro; Fe liberado separa na fase óxido; Ca difunde e reage com wüstita; Fe separa ou difunde na Fe₃O₄.

Pelotas de Minério de Ferro

Produção: minério beneficiado (britagem + remoção ganga liberada). Quartzo adicionado em pelotas ácidas para melhorar propriedades. Maioria pelotas tipo ácido (sem adição intencional de fundente). Pelotas verdes queimadas ~1300°C em atmosfera oxidante. Ligação por: (i) sinterização de grãos de hematita, (ii) oxidação + sinterização de grãos de magnetita, (iii) ligação por escória (fusão de traços de ganga + bentonita para resistência de pelotas verdes). Fase de escória: essencialmente CaO, SiO₂, Fe₂O₃, traços de alcalinos, MgO, Al₂O₃.

Composição da fase de escória indicada pelo diagrama de fases CaO-SiO₂-Fe₂O₃. Diagramas de equilíbrio usados com cautela (reações raramente em equilíbrio), mas ferramentas úteis. Poucíssima reação entre quartzo e hematita na queima → pelotas ácidas: hematita, quartzo, fase de escória, em alguns casos magnetita (se queima insuficiente).

Pelotas ácidas usadas em alguns AFs. Quantidade depende da prática. Se AF opera 100% pelotas ácidas, fundente (calcário/dolomita) para formação de escória carregado no AF como parte da carga.

Pelotas Fundidas (Fluxed Pellets)

Uso preferido atualmente. Fundentes incorporados na pelota → evita carregamento separado. Produzidas com adição de cal ou dolomita. À medida que basicidade aumenta, microestrutura muda. Pelotas com fundente cal: influência na composição/quantidade de escória e hematita. Adição de cal cria possibilidade de reação hematita-cal → ferritas de cálcio CaO·Fe₂O₃ ou 2CaO·Fe₂O₃ conforme concentração de cal. Temperatura de queima menor que pelotas ácidas para evitar escória excessiva.

Espera-se grãos de hematita cercados por ferritas de cálcio (reação química da cal). Em alguns casos, grão original totalmente convertido a ferritas (depende do tamanho original). Efeito da cal na fase de escória: (1) aumento geral da quantidade, (2) mudança na basicidade. Composição exata depende de fases reagentes; possibilidades do diagrama CaO-Fe₂O₃-SiO₂. Problema: propriedades de redução relativamente ruins. Levou a pelotas fundidas com dolomita no lugar de cal.

Adição de magnésia a óxido de ferro → reação estado sólido + aumento T de fusão. Pelotas fundidas com dolomita: magnesio-ferritas MgO·Fe₂O₃ ou (Mg,Fe)O·Fe₂O₃. Quartzo não absorvido totalmente (fusão MgO-SiO₂ não ocorre na T de queima; apenas reações estado sólido).

Mecanismos de Redução de Pelotas Ácidas

Redução gasosa, cinética, redução direta. Redução gasosa: remoção de O₂ do óxido → caminho hematita → magnetita → wüstita (>560°C) → Fe metálico. Reações reversíveis com CO: 3Fe₂O₃+CO=2Fe₃O₄+CO₂; Fe₃O₄+CO=3FeO+CO₂; Fe₃O₄+4CO=3Fe+4CO₂; FeO+CO=Fe+CO₂.

Mecanismo redução hematita extensivamente estudado: não ocorre em passos discretos, mas produz estrutura química topo-fundo se potencial redutor do gás alto: partícula hematita, camada magnetita, wüstita, camada externa Fe metálico. Wüstita não-estequiométrica (deficiente em íons Fe). Vacâncias = defeitos importantes na redução — permitem difusão de Fe através da rede. Remoção de O₂ da wústita → preenchimento de vacâncias de íons Fe na superfície.

Redução superficial inicia difusão de vacâncias e defeitos eletrônicos do interior para interface de reação. Redução da wústita → fluxo interno de íons metálicos reage com camada magnetita → reduz magnetita. Ciclo repete reduzindo magnetita gradualmente.

Cinética extensivamente estudada, visões conflitantes sobre etapa limitante. Processo redução gasosa necessita etapas: (i) difusão gás reagente fase bulk → camada limite, (ii) difusão através camada produto → interface, (iii) adsorção na interface, (iv) reação química, (v) dessorção gás produto, (vi) difusão produtos partícula → superfície, (vii) difusão camada limite → fase bulk.

Equação McKewan: K₁ = Kw/do = ro[1-(1-R)^(1/3)]/t. K₁ = taxa avanço interface hematita/magnetita (mm/min); Kw = constante (g/mm²/min); do = densidade esfera óxido puro (g/mm³); ro = raio esfera (mm); R = conversão fracionária hematita→magnetita; t = tempo (min). Afirma-se: etapa limitante = reação química.

Hills: princípios transporte de massa → reação controlada por difusão/transferência de massa pode ter características de reação controlada quimicamente (linearidade de [1-(1-R)^(1/3)] com tempo). Postulou: controle por (i) difusão gás através camada produto e (ii) transporte através camada limite externa. Equação Hills: 3[1-(1-R)^(2/3)] - 2R(1-Bm) = C₂·t. Bm = DE/(Kg·ro) = módulo transferência de massa (razão resistência difusão camada produto / resistência transferência fora partícula). DE = coef. difusão camada produto (mm²/s); Kg = coef. transferência de massa superfície (mm/s); ro = raio (mm). C₂ = constante.

Temperaturas ≥800°C: aumento T → aumento taxa redução (se não houver fusão). Aumento porosidade → aumento taxa.

Redução direta com carbono (C): importante no AF, ocorre quantidades apreciáveis apenas >900°C. Reação: FeₓOᵧ + C = FeₓOᵧ₋₁ + CO. Redução por gás: CO + FeₓOᵧ = FeₓOᵧ₋₁ + CO₂. x=1,2,3; y=1,3,4. Reação Boudouard (solution loss): CO₂ + C = 2CO fornece CO para reação gasosa. Redução direta ocorre via redução indireta → redução direta de óxidos sólidos no AF sem importância para progresso da reação.

Óxidos de ferro líquidos + C: área de contato muito maior; difusão em líquido muito mais rápida → taxas muito maiores que sistemas sólido-sólido. Maior T → maior grau redução. Etapa limitante redução de escórias ricas em FeO muda com extensão: nucleação Fe reduzido + reação química interface C/líquido até alto grau; depois difusão O₂ através camada limite da escória.

Influência de Alcalinos na Redução

Alcalinos recirculam: vaporização zona alta T → deposição em carga/coque zonas frias → descem → vaporizam. Altos níveis acumulam e influenciam redução. Adições alcalinas aumentam taxa redução de pelotas ácidas/básicas. Nível ótimo: acima, taxa diminui por formação extensiva de escória. Pelotas fundidas com dolomita: taxa diminui com vapores alcalinos. Tipo de alcalino importa: NaOH melhor promotor que NaCl para mesma concentração de Na⁺.

Aumento taxa por alcalino: inchamento expõe maior área superficial ao gás redutor. Além disso, redução química não superficial: superfície wústita continuamente exposta ao gás em vez de blindada por camada Fe metálico. Incorporação de cátions alcalinos na rede wústita → inhomogeneidade na atividade wústita → modifica nucleação Fe → redução não superficial. Inchamento pelota = sintoma de teor alcalino excessivo.

Comportamento da Carga no AF

Conhecimento considerável sobre características de redução de óxidos, pelotas, sinter até ~1000°C. Além disso, pouco se sabe. Exame interno durante operação extremamente difícil. Ferramentas: sondas de gás, temperatura, carga — cobertura útil volume muito pequeno.

Correlações entre comportamento material durante redução e processo AF razoavelmente estabelecidas. Ex.: materiais com grande quebra de tamanho físico durante redução baixa T causam queda permeabilidade; materiais altamente redutíveis diminuem taxa combustível; pelotas que incham extensamente → perda permeabilidade.

Estudos de Dissecção (Dissection Studies)

Grande avanço: resfriamento a água (water quenching) de fornos em operação + dissecação metódica e estudo do conteúdo. Distribuição da carga interna depende de sequência de carregamento, pesos, componentes, operação → cada forno opera diferentemente. Figura 1 mostra estrutura interna do AF Kukioka nº4. Camadas de minério e coque mantidas até zona de amolecimento-fusão (zona coesiva). Início da zona coesiva na dissecação: resistência física aumentada à remoção mecânica. Zona coesiva = onde materiais começam a amolecer e fundir. Descoberta: zona coesiva não em uma região, mas distribuída em forma geométrica razoável — grande insight.

Estrutura da zona coesiva varia com operação. Figura 1 mostra três fornos: Hirohata nº1 (camadas amolecidas formato "donut" em "V" invertido), Kukioka nº4 (zona coesiva em "W"), Higashida nº5 ("V" invertido distorcido por operação irregular antes do quenching).

Figura 1 - Estudos de dissecção de altos-fornos japoneses

Níveis de Redução

Estudo da extensão de redução em cada camada de carga (Hirohata nº1, Kukioka nº4): característica interessante — pouca redução até zona coesiva, onde prossegue rapidamente. Problema do quenching: possível reoxidação durante resfriamento. Testes laboratoriais para determinar extensão.

• Estudo 1: reoxidação de sinter sob mesmas condições de resfriamento do quenching, vários níveis iniciais de redução.
• Estudo 2: materiais de vários graus de redução resfriados de 400°C, 800°C, 1000°C a 200°C/h em N₂. Grau final de reoxidação ~constante 20–25% (aumenta proporcionalmente ao grau inicial). Abaixo 300°C: sem reoxidação.

Resultado: níveis de redução corrigidos (ex.: 10–30% → 15–40%). Níveis corrigidos concordaram com estudos russos em forno quenchado com N₂.

Perfis de Temperatura

Isotermas estimadas por combinação de métodos: (1) pelotas "Tempil" em suportes de grafite carregadas antes de apagar fornos (200–1800°C, mas sem controle de distribuição dos suportes); (2) grafitização do coque (1200–1700°C); (iii) resistência elétrica do coque (1100–1700°C); (iv) grau de fusão do minério (900–1400°C).

Comparando isotermas com distribuição de camadas amolecimento-fusão (Figuras 1 e 2): zona coesiva existe em faixa ~1100–1500°C para AFs operando predominantemente com sinter.

Figura 2 - Perfis de temperatura estimados no Kukioka nº4 e Hirohata nº1 e estrutura das camadas amolecimento-fusão no Hirohata nº1

Estrutura das Camadas de Carga na Zona Coesiva

Tipo de estrutura de camada individual depende da posição no AF. Duas camadas do Hirohata nº1 (Figura 2): G-5 (próximo ao ápice) e G-19 (próximo à base). G-5: quatro zonas distintas, duas granulares (C e D). G-19: apenas uma granular (D). Diferença: "icicles" em G-5 substituídos por porção semi-fundida pré-fusão (A) em G-19.

Redução substancial na zona coesiva comprovada por dados (Tabelas 1 e 2). Valores no lado baixo (reoxidação por quenching). Alta redução porção C atribuída a T ligeiramente menor em contato com coque.

Tabela 1 - Grau de redução dos materiais nas camadas amolecimento-fusão do Hirohata AF nº1
Camada amolecimento-fusão	Porção*	Grau redução %
		Sinter	Minério bloco	Pelota
G-5	A	65,6	65	79,3
	C	72,8	68,2	81,2
	D	11,5	12,3	14,6
G-19	D	35,4	36,6	41,3

* B: porção amolecimento, C e D: porção granular

Tabela 2 - Grau de redução das pelotas na porção granular
Camada	Posição amostragem (distância da fronteira*) (m)	Valor médio redução pelotas (%)
G3	2	12,7
	0,2–0,3	23,1
G10	1	14,1
	0,2–0,3	(55)**
G12	1,3	13,9
	0,9	14,3
	0,5	12,3

* Entre porção granular e amolecimento; ** Valor pelota reduzida não reoxidada

Espessura camadas amolecimento-fusão Hirohata nº1: 400–500 mm (camadas superiores) a 70–100 mm (próximo base). Diminuição por compactação (peso material acima) e afinamento natural (aumento diâmetro forno na descida). Porções amolecimento: grãos minério combinados em contato. Sinter deformou pouco; pelotas mostraram deformação.

Metalização pelota em três modos: (i) Fe metálico uniformemente distribuído, (ii) casca metálica + núcleo wústita, (iii) wústita reage forma escória move-se para casca metálica → cavidade central. Razão não ligada à distribuição na camada, mas diferenças entre pelotas ou fluxo de gás irregular.

Porção semi-fundida: Fe metálico altamente compactado + pouca escória. Calcário/olivina presentes permaneceram não escoriados. Icicles estendem-se em vazios do coque: casca metálica com interior oco, gotículas de escória aderidas ao Fe. Quanto mais alta a camada, maior comprimento icicles (ex.: nível G-1: centenas de mm; camadas inferiores: 10–20 mm).

Estrutura Kukioka nº4 basicamente idêntica ao Hirohata nº1, exceto camadas mais finas → estrutura menos distinta, icicles menores.

Mudanças na Composição da Escória

Mudança química principal: diminuição FeO conforme escória goteja da porção fusão. Diferenças grandes detectadas por microanálise raios-X na porção A (2–20% FeO conforme localização), mas FeO imediatamente antes da separação: 2–3%. Tipo escória não significativamente diferente do sinter normal; em grãos minério, quantidade considerável de fayalita produzida. Descida da escória → mudança gradual: aumento razão CaO/SiO₂ (fundente com calcário + queda SiO₂ por redução); aumento Al₂O₃ (incorporação cinza coque).

Mudanças na Composição do Metal

Teor C no metal porção semi-fundida: ~0,2% (parte superior) a 0,35–0,57% (parte inferior). Fonte: carburização por CO, exceto metal em contato com coque. Tendências similares Kukioka nº4. Aumento C nos icicles = contato direto com coque. Dois processos de separação Fe metálico: (1) icicles formam 1350–1400°C gotejam no leito coque; redução óxidos nos icicles rápida → Fe metálico. (2) Camadas sem icicles: Fe metálico carburizado por coque subjacente até nível C para fusão na T pertinente (~1500°C).

Mecanismo captação Si pelo metal no forno: discussão considerável. Estudos AF experimental Liège (sondas): Si sobe gradualmente zona fusão → cadinho; 75% Si final HM atingido no nível bicos. Dissecção japonesa: Si no nível bicos muito acima do HM vazado. Explicação: captação Si durante quenching a água. Experimentos: captação Si de escória presente é possível. Considerar ao analisar dados japoneses.

Nível S no metal região amolecimento-fusão >> HM vazado. Zonas granulares: pouco aumento S (pode ser absorção S gases ascendentes pela zona, não falta capacidade). Falta S substancial no gás cadinho explica perfil horizontal <800°C. À medida que T e basicidade escória sobem, distribuição S escória/metal aumenta. Recirculação S no AF: Figura 3 mostra circulação no Hirohata nº1.

Figura 3 - Circulação de enxofre no Hirohata AF nº1

Distribuição de Tamanho

Mudança tamanho físico componentes durante descida determinada por dados forno quenchado. Problema: quebra material durante quenching. Degradação sinter máxima 400–600°C, aumenta com tempo retenção. Níveis redução >30%: pouca degradação. Padrão resfriamento Kokura nº2: materiais expostos longo tempo a condições de quebra considerável. Efeito quenching na degradação sinter calculado: degradação aumenta com tempo após sopro; degradação considerável região meio do cadinho.

Aplicado a forno centro-trabalho (centro = maior fluxo gás eixo central): degradação sinter zona central (alto grau redução) causada por redução durante operação. Zona periférica: baixo grau redução → quebra causada por longo tempo residência ~500°C durante sopro. Ilustrado com Hirohata nº1 (centro-trabalho). Fator manutenção tamanho: região central Hirohata nº1, trincas se geradas fundem imediatamente (altas T + redução rápida). Degradação = problema máximo com sinters. Pelotas: dificilmente pulverizadas, mantêm forma original.

Influência do Fluxo de Gás

Para provar que forma zona coesiva determinada por fluxo gás: amostras centrais (core) Hirohata nº1 e Kukioka nº4 → permeabilidade determinada → relacionada a fluxo gás → perfis velocidade gás preparados. Perfis diretamente relacionados a distribuição camadas amolecimento-fusão. Fluxo gás parte inferior AF: rápido 7–9 m/s; desacelera consideravelmente camadas amolecimento-fusão: 2–4 m/s → indica baixa permeabilidade. À medida que gás sobe cadinho, velocidade diminui naturalmente por queda T.

Controle da Zona Coesiva

Forma varia de AF para AF → atenção necessária. Controle muito dependente de distribuição de carga. Para máxima produção (em detrimento taxa combustível): perfil centro-trabalho forte. Para minimizar taxa combustível: prática menos centro-trabalho. Visível comparando Hirohata nº1 (forte centro-trabalho) vs Kukioka nº4 (moderado). Explicado relacionando produtividade com altura zona coesiva acima bicos (Figura 4). Maior posição zona coesiva → maior produtividade, à custa de aumento taxa combustível.

Outro ponto: efeito no revestimento refratário. T parede muito alta → desgaste refratário apreciável → vida reduzida AF. Para manter espessura refratária, controlar zona coesiva para T parede mínimas.

Figura 4 - Perfis esquemáticos zonas amolecimento-fusão e relação produtividade AF / altura zona fusão

Processos de Fusão

Papel do S na fusão governado por diagrama Fe-S-O. Necessidade reação entre Fe metálico sólido e wústita na carga com S gasoso gases ascendentes. Fases reagem formam eutético: 24% S, 9% O₂, 67% Fe, Pfusão 915°C. Uma vez formado, líquido ganha T descendo, dissolve Fe sólido e wústita → mudança composição até ponto onde líquido se divide em duas fases líquidas conjugadas. Aumentos T: primeira parte dissolve mais Fe sólido (caminho composição); segunda dissolve mais óxido ferro (outro caminho). Duas fases: (i) fase metal líquido, (ii) fase escória líquida. Presença SiO₂ não altera mecanismo apreciavelmente — move gap de miscibilidade → separação nascente em metal/escoría ocorre em T menores.

Uma vez formados, líquidos se separam. Metal líquido dissolvendo Fe sólido, C, S → fase metal final. Escória descendo dissolve Al₂O₃, SiO₂, CaO de cinza coque, ganga carga, fundentes → fase escória final. Estudo mostrou: H₂S em mistura CO/N₂ abaixa Pfusão sinter/pelotas por formação fase líquida Fe-S-O.

Alcalinos associados à fusão inicial. Distribuição alcalinos: concentrados camadas amolecimento-fusão. Compostos alcalinos inerentes à carga/coque reduzidos >800–900°C → alcalinos vaporizam (elemento metálico ou cianeto) → varridos para camadas amolecimento-fusão onde concentram. Camadas descem → alcalinos evaporam → ciclo continua.