« Procédé Kaldo » : différence entre les versions

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photo d'une cornue dans un parc — Ancien convertisseur Kaldo sur ses galets à Borlänge (Suède).

Le procédé Kaldo est un ancien procédé d'affinage utilisé en sidérurgie pour traiter la fonte brute phosphoreuse. Il s'agit d'un modèle particulier de convertisseur à l'oxygène pur, dans lequel le brassage du métal en fusion est assuré par la rotation de la cornue, à l'instar d'une bétonnière. Le nom « Kaldo » est un mot-valise, construit à partir du nom de son inventeur, le professeur Bo Kalling, et de l'usine qui, en 1948, a développé et industrialisé le procédé, la Domnarvets Jernverk.

Le convertisseur a été adapté à la métallurgie des métaux non ferreux, où il est souvent appelé TBRC (pour Top Blown Rotary Converter). Il y est un outil très polyvalent, autant pour la fusion de déchets riches en cuivre ou en métaux précieux, que pour l'affinage des mattes de cuivre, de nickel, d'étain ou de plomb.

En dépit de ses coûts en réfractaires élevés, le procédé Kaldo a été très populaire dans les années 1960 car il a été premier convertisseur à l'oxygène à la fois capable d'affiner efficacement les fontes phosphoreuses, d'élaborer précisément une gamme étendue d'alliages et de recycler une grande quantité de ferrailles. Mais, dépassé quelques années après par les progrès du procédé LD, plus simple et plus compétitif, il disparait en 1982, avec l'arrêt des deux kaldos géants de l'aciérie de Gandrange.

Dans l'élaboration des métaux non ferreux, le TBRC a aussi failli disparaitre, avant de redevenir, au début du XXI^e siècle, un outil apprécié pour recycler les déchets d'équipements électriques et électroniques. Sa flexibilité correspond bien à la complexité des charges à traiter, ainsi qu'à des rythmes de production variables. Il est également l'outil le plus efficace pour l'extraction pyrométallurgique de métaux précieux présents dans des sous-produits d'usine métallurgiques.

Histoire

Contexte : mise au point du convertisseur à l'oxygène

Envisagée dès 1856 par Bessemer lui-même^[1], l'utilisation d'oxygène pur au lieu d'air serait une amélioration logique des convertisseurs Bessemer et Thomas. En effet :

78 % de l'air est composé d'azote qui n'a aucun rôle utile dans l'affinage de la fonte. Injecter inutilement de l'azote représente une perte thermique, à peine compensée par le bilan exothermique des réactions chimiques : « chaque m³ d'azote sortant du convertisseur emporte sensiblement la chaleur nécessaire à la fusion d'un peu plus d'un kilogramme de ferraille^[2] » ;
la basse teneur de l'air en oxygène limite la vitesse des réactions chimiques ; le soufflage dure plus longtemps parce qu'on ne peut pas augmenter le débit d'air sans risquer un débordement ;
l'azote se dissout dans l'acier liquide et une fraction y reste quand l'acier se solidifie. Or l'azote est un élément fragilisant pour l'acier alors qu'une bonne ductilité est essentielle à de nombreuses applications, notamment la construction automobile qui recherche des aciers faciles à emboutir^[3], avec des teneurs en azote inférieures à 50 ppm, inaccessibles avec le procédé Thomas^[4].

En 1895, l'ingénieur allemand Carl von Linde réussit la liquéfaction de l'air. Indépendamment, le physicien et chimiste français Georges Claude met en service le 23 avril 1905 un procédé industriel de liquéfaction de l'air. Leurs brevets permettent la production industrielle, et surtout économique, de grandes quantités d'oxygène liquide : l'affinage à l'oxygène imaginé par Bessemer devient réalisable^[5]. Mais le remplacement simple de l'air par de l'oxygène pur présente des difficultés considérables. Notamment, la réaction de l'oxygène pur avec la fonte mène à des températures de 2 500 à 2 700 °C : dans ces conditions, sans refroidissement des tuyères, le fond d'un convertisseur est détruit en quelques heures^[6].

En 1949, le métallurgiste suisse Robert Durrer et l'ingénieur autrichien Theodor Eduard Suess trouvent une solution satisfaisante : ils mettent au point, à l'aciérie Vöest à Linz (Autriche), le soufflage d'oxygène au moyen d'une lance pénétrant verticalement dans la cornue. L'invention apparaît vite comme une technologie de rupture : six mois après le premier essai, le prototype s'avère plus économique que les meilleurs convertisseurs classiques ! En effet, ils combinent l'avantage des convertisseurs Martin — l'absence d'azote dans l'acier — avec la productivité des convertisseurs Bessemer et Thomas — une conversion rapide et sans apport de combustible —. Plus efficaces et donc moins nombreux que leurs équivalents à l'air, les nouveaux convertisseurs LD ne demandent qu'un investissement environ deux tiers, et des coûts d'exploitation limités à 55 % de ceux d'une usine traditionnelle de capacité comparable^[7].

Dans le convertisseur LD, le brassage est assuré par la remontée de bulles de monoxyde de carbone (CO) produites par la décarburation de la fonte. Mais ce mouvement, efficace en début de soufflage, tend à ralentir lorsque le carbone dissous passe en dessous de 0,1 %, et le brassage avec le laitier diminue corrélativement. Or, l'oxydation du phosphore ne se produit qu'après le départ de tout le carbone, et la capture de l'oxyde P₂O₅ nécessite un brassage énergique avec la chaux du laitier. L'histoire se répète : comme jadis le convertisseur de Bessemer, le procédé LD révolutionne la sidérurgie mais se révèle inadapté à l'affinage des fontes phosphoreuses^[5].

Enfin, les convertisseurs à l'oxygène pur génèrent d'énormes quantités de fumées rousses, chargées en oxyde de fer. Le dépoussiérage de ces fumées est incontournable. Même si ces fumées contiennent du gaz de convertisseur (monoxyde de carbone, CO) combustible (0,7 GJ/tonne d'acier^[5]), avant le premier choc pétrolier de 1973, le coût d'investissement du système de dépoussiérage pénalise le procédé LD^[3].

Développement du convertisseur rotatif

Depuis les années 1940, en Suède, la Domnarvets Jernverk, mène d'actives recherches pour mettre au point un procédé à l'oxygène pur capable de traiter les fontes phosphoreuses. En effet, la fonte brute traitée par l'aciérie de Domnarvet contenant de 1,8 à 2 % de phosphore, l'efficacité de la déphosphoration est un point incontournable^[8]. Jusqu'ici, dans un pays où le minerai de fer est bien plus abondant que les ferrailles, le moyen le plus pertinent pour traiter ce type de fonte est le convertisseur Thomas. Mais l'injection d'oxygène dans le convertisseur amène une destruction rapide des réfractaires. Bien qu'en 1940, à Oberhausen (Allemagne), l'ingénieur américain d'origine estonienne Otto Lellep parvient à décarburer de la fonte avec de l'oxygène pur, il ne parvient pas à la déphosphorer : avec l'oxygène pur, l'oxydation du phosphore est trop exothermique pour les tuyères du convertisseur^[6].

Pour dépasser 40 % d'oxygène, il faut des diluants plus efficaces que l'azote, et surtout moins nocifs vis-à-vis des propriétés de l'acier car l'azote fragilise l'acier. L'aciérie de Domnarvet adopte alors le dioxyde de carbone (CO₂) dont le craquage à haute température, endothermique, permet de refroidir sensiblement le réfractaire. En 1947-1949, en fin de soufflage, les convertisseurs Thomas de Domnarvet soufflent ainsi un mélange gazeux contenant jusqu'à 58 % d'oxygène^[9].

Mais mélanger l'oxygène avec un refroidissant ne peut être une solution satisfaisante. Pour injecter de l'oxygène pur, il faut momentanément^{[note 1]} renoncer au soufflage par le fond, et assurer le brassage du métal par un autre moyen. Dans ce contexte, la rotation du convertisseur s'impose comme une des rares configurations techniquement réaliste et compatible avec une injection d'oxygène par une lance^[6].

Les essais d'un convertisseur rotatif commencent à Domnarvet en 1948^[10] avec un prototype d'une capacité interne de 3 tonnes, puis un pilote de 15 tonnes. Le premier démonstrateur industriel, de 30 tonnes, est construit en 1954 et est opérationnel en 1956^[11].

Ce convertisseur est appelé « Kaldo », un mot-valise, construit à partir du nom de son inventeur, le professeur Bo Kalling, et de l'usine qui a développé et industrialisé le procédé, la Domnarvets Jernverk. Il se révèle être un succès technique. La possibilité de jouer sur la vitesse de rotation et l'inclinaison de la lance apporte une flexibilité unique. Notamment, grâce à la rotation, la décarburation n'a plus à assurer le brassage du bain et l'injection d'oxygène peut être moins violente. L'oxygène, qui se répand alors dans la cornue, brûle le monoxyde de carbone en dioxyde de carbone, apportant une chaleur supplémentaire qui peut être utilisée pour refondre des ferrailles. Le gaz ainsi brûlé n'ayant plus de potentiel comme combustible, son traitement se limite à un dépoussiérage sans récupération. Cette simplification compense, en partie, la complexité mécanique due à la rotation^[11].

Adoption du procédé

Les sidérurgistes lorrains, dont le minerai local, la minette, est riche en phosphore, s'intéressent de près au procédé. Convaincus par la nécessité de passer au convertisseur à l'oxygène, ils sont, en 1960, à l'origine du deuxième convertisseur Kaldo. Celui-ci, installé à l'usine sidérurgique de Florange, représente un saut capacitaire notable par rapport à son aîné : il peut affiner 110 tonnes de fonte phosphoreuse^[5]. Il s'agit aussi du plus gros convertisseur à l'oxygène pur présent en Lorraine. Sa capacité est par la suite progressivement augmentée jusqu'à 140 tonnes^[12].

Dans les années suivantes, le procédé est systématiquement évalué comme une alternative au procédé LD et à ses dérivés. Dès 1965, 10 usines utilisent le procédé Kaldo, en France, Suède, États-Unis, Japon et surtout au Royaume-Uni. Les capacités des nouveaux convertisseurs se situent entre 50 et 140 tonnes^[13]. Mais l'avenir du procédé semble déjà compromis : dès 1967, le métallurgiste James Albert Allen estime que « Avec une plus grande consommation de capitaux, des problèmes techniques et une consommation en réfractaire plus élevée, il apparaît plutôt douteux qu'il puisse rivaliser efficacement avec les procédés LD, LD-AC ou leurs évolutions.^[14] »

Comparaison des coûts relatifs (en %), pour une aciérie produisant 1 Mt/an d'acier à partir de fonte non phosphoreuse, en 1965^[15] :
	Procédé Martin-Siemens (référence)	Procédé Kaldo	Procédé LD
Coût d'investissement (convertisseurs seuls)	100	58	50
Coût de fonctionnement	100	72,5	56,4

En effet, au début des années 1960, des variantes du procédé LD capables de traiter les fontes phosphoreuses sont mises au point : le procédé LD-AC, qui consiste à injecter de la chaux en poudre en la mélangeant avec l'oxygène démontre la flexibilité du soufflage par le haut^[3]. D'autres variantes sont ensuite développées sur ce principe (LBE, LD-Pompey, OLP, etc.).Cependant, le procédé LD perd beaucoup de son intérêt dès qu'on l'emploie à l'affinage des fontes phosphoreuses^[5]. Surtout, tous ces procédés mettent en œuvre des réactions chimiques très rapides. Dans les années qui suivent leur apparition, les convertisseurs LD et leurs dérivés sont exclus de l'élaboration d'aciers de qualité^[16]. L'apparition de la coulée continue, qui exige un excellent contrôle de la température de l'acier en fusion, nécessite aussi un bon contrôle de l'affinage^[17].

C'est ainsi que, en 1969, « D'autres derviches métallurgiques devaient succéder […], notamment les deux Kaldo de 240 tonnes de Sacilor à Gandrange.^[5] » Ces énormes engins de 1 500 tonnes^[18] qui tournent à 30 tour/min sont deux fois plus gros que n'importe quel autre convertisseur Kaldo ! Mais deux ans plus tard, deux convertisseurs OLP de 240 tonnes sont mis en service dans la même aciérie alors que le troisième Kaldo prévu est annulé. La course à la taille, censée favoriser les économies d'échelle, a tué le procédé au lieu de le sauver : la limite technologique est atteinte, les coûts augmentent avec les dimensions alors que c'est l'inverse qui était escompté^[19].

Adaptation aux métaux non ferreux

File:Chemetco Metallo-Chimique Kaldo converters after disassembly.jpg

Le premier Kaldo de la Chemetco, en 2011, avant son démantèlement.

En 1958, soit deux ans après la mise en service industrielle du premier Kaldo sidérurgique de 30 tonnes à Domnarvet, l'entreprise canadienne Inco commence à évaluer la déclinaison de ce procédé à la métallurgie extractive du nickel. Elle envoie quelques ingénieurs en Suède pour explorer la conversion à l'oxygène pur de la matte de nickel avec le prototype originel de 3 tonnes. Tous leurs essais ayant réussi, Inco construit un convertisseur expérimental de 7 tonnes dans son centre de recherche de Port Colborne^[20]. En Europe, une démarche similaire est entreprise par un producteur belge de cuivre, la Metallo-Chimique, qui construit un four Kaldo dans les années 1960^[21]. Le procédé est un succès et elle brevète en 1970 le recyclage de cuivre par ce moyen^[22] lorsqu'elle participe à la création de Chemetco^[23], une entreprise américaine qui met en service cette année-là un Kaldo de 70 tonnes de capacité construit par Krupp^[24].

Si la Métallo-Chimique semble la première entreprise à utiliser un kaldo industriel de 70 tonnes^{[note 2]} pour l'affinage des métaux non ferreux, c'est Inco qui, par la mise en service en 1971 de deux convertisseurs de 50 tonnes à Copper Cliff (Grand Sudbury), lance véritablement l'utilisation du Kaldo dans la production des non ferreux. Cette adaptation est renommée TBRC (pour Top Blown Rotary Converter). Elle structure la stratégie d'Inco et s'avère un succès : en 1979, ces deux convertisseurs ont déjà élaboré un million de tonnes de nickel^[20]^,^{[note 3]}, et produisent encore, 45 ans après leur mise en service^[25].

Très semblables aux kaldos, les convertisseurs TBRC intègrent le fait que l'oxydation des mattes étant beaucoup moins exothermique que l'oxydation de la fonte^{[note 4]}, la lance à oxygène doit être remplacée par un brûleur oxygène-gaz naturel^[28]. L'aptitude des convertisseurs TBRC à réaliser successivement la fusion et l'oxydation d'une charge métallique est immédiatement explorée par Inco dans son convertisseur expérimental de Port Colborne. Cet outil de recherche confirme les avantages de l'affinage à l'oxygène dans la métallurgie extractive du cuivre, et positionne le TBRC comme un outil capable de traiter n'importe quelle matte cuivreuse complexe^[20]. Mais l'affinage avec le TBRC reste un procédé lent et coûteux : l'utiliser pour la production de cuivre obtenu à partir de minerai est un luxe. Le convertisseur rotatif ne se justifie que lorsqu'il s'agit de traiter des minerais très complexes, ou de recycler des déchets riches en métaux précieux^[29]^,^[30].

En 1976, l'entreprise suédoise Boliden AB met en service dans son usine de Rönnskär le premier TBRC produisant du plomb. L'extraction de ce métal nécessite une étape supplémentaire consistant en une réduction, qui se déroule après la fusion et l'oxydation de la charge^[31]. Cette réduction est obtenue en brûlant un combustible riche en carbone (coke de pétrole, poussier de coke, etc.) dans le convertisseur, de manière à y créer une atmosphère réductrice riche en CO tout en apportant de la chaleur^[28]^,^[30]. Initialement dédié à l'extraction du plomb contenu dans les poussières issues de la production de cuivre, le TBRC de Boliden devient en 1980 un outil polyvalent, recyclant soit des déchets électroniques contenant du cuivre, soit des déchets riches en plomb^[31].

En 1978, la fonderie d'étain de Texas City met en service un TBRC entièrement dédié à la fusion réductrice de minerais concentrés de cassitérite (SnO₂). Tout comme pour le plomb, il s'agit de réaliser une oxycombustion qui apportera la chaleur et les gaz réducteurs nécessaires à la désoxydation du dioxyde d'étain. À la fin de la fusion réductrice, l'étain métallique est coulé. Mais les scories restant dans le convertisseur contiennent encore une quantité non négligeable d'étain combiné avec du fer^[32]. La méthode d'extraction de cet étain scorifié, mise au point en 1974 par la Metallo-Chimique^[21], consiste en une addition de soufre (soufre pur ou pyrite) qui, en se combinant à l'étain, permet aux sulfures d'étain de s'échapper sous forme gazeuse^[32].

Le procédé

Le convertisseur

Le convertisseur est conçu comme une bétonnière. En fonctionnement, il est légèrement incliné par rapport à l'horizontale et tourne à environ 30 tr/min. L'oxygène est injecté par une lance, et les additions destinées à amender le laitier par une autre. La rotation assure un bon mélange, et accélère les réactions chimiques ; mais elle augmente considérablement les coûts de construction comme d'entretien^[3]. Par contre, l'agitation de bain étant moins violente que dans le procédé LD, le laitier mousse peu et il est alors plus facile de suivre l'évolution de l'affinage^[11].

L'autre originalité du procédé réside dans l'injection partielle de l'oxygène dans le bain pour l'affinage proprement dit. L'oxygène excédentaire est consommé par la combustion du CO en CO₂ dans l'enceinte du four. La chaleur produite par la réaction est absorbée par les réfractaires, qui la restituent au métal lorsque le mouvement de rotation les met en contact. Ainsi, les réfractaires, outre leur sollicitation mécanique due à la rotation, subissent un cycle thermique extrêmement sévère puisque c'est le métal en fusion qui les refroidit^[11]^,^[33]!

La vitesse de rotation est variable selon les phases du soufflage. Elle dépasse rarement 30 tr/min. Le convertisseur peut également s'incliner dans toutes les positions. Pendant le soufflage, l'inclinaison se situe entre 16° et 20° par rapport à l'horizontale. De même, la lance à oxygène, refroidie à l'eau, est inclinée entre 20° et 37° par rapport à l'horizontale. Elle est souvent animée d'un mouvement oscillant^{[note 5]}. Les fumées, chaudes, sont évacuées par une hotte refroidie qui vient se plaquer contre le bec du convertisseur. Cette hotte est conçue de manière à permettre le passage de la lance à oxygène ainsi que la jetée d'additions dans la cornue^[11].

L'émulsion du laitier étant assez limitée, les Kaldos sont plus petits que les convertisseurs LD de capacité identique. On compte en général un volume interne de 0,5 m³/t_acier, contre 0,75 m³/t_acier pour les convertisseurs LD, sachant que les fontes riches en phosphore nécessitent un laitier abondant, qui occupe l'espace au détriment du métal^[11].

Le revêtement réfractaire peut être celui mis au point par Sidney Gilchrist Thomas, c'est-à-dire en dolomie cuite avec du goudron. Mais ce revêtement, quoique bon marché, ne permet pas d'élaborer plus d'une soixantaine de charges^[10]^,^[11] : les briques en magnésie sont généralement nécessaires pour permettre une production sans interruption. En effet, étant donnée la courte durée de vie du revêtement réfractaire, un minimum de deux convertisseurs est nécessaire : pendant qu'un convertisseur est en maçonnage, l'autre est opérationnel. Quand le convertisseur est de petite taille, la cornue est amovible et un pont roulant la transporte vers un atelier de maçonnage^[11]. Pour les gros Kaldos sidérurgiques, l'entretien des mécanismes devient critique et il devient préférable d'avoir deux convertisseurs complets, les outils nécessaires étant amenés sur le convertisseur en réfection^[34].

Les convertisseurs à l'oxygène pur ne peuvent pas fonctionner sans une unité de traitement des gaz chauds, mais le Kaldo ne nécessite qu'un petit dépoussiérage classique. En effet, les convertisseurs à l'oxygène sont soit équipés d'une installation complexe de récupération du gaz pour une autre utilisation, soit brûlent leur gaz à sa sortie du convertisseur, avant de traiter les fumées obtenues dans un dépoussiérage compatible avec les volumes et les températures générées. En comparaison, le Kaldo génère des volumes réduits de fumées essentiellement constituées de poussières, de CO₂ et d'une faible quantité de CO^[34].

Dans la métallurgie des non ferreux, en particulier celle concernant le recyclage de déchets ou le traitement de métaux lourds, les Kaldos-TBRC sont installés dans des enceintes closes en légère dépression^[29].

Conversion de la fonte

Déroulement d'un soufflage

Le principe général de l'affinage est identique à tous les convertisseurs : il s'agit d'une oxydation des éléments indésirables comme le carbone, le silicium, le phosphore, etc.^[11]

La chaux et les ferrailles sont enfournées en premier, puis la fonte en fusion. On limite la quantité de ferrailles pour éviter que la fonte ne se solidifie complètement sur la masse de ferrailles. Le reste de ferrailles, qui peut atteindre la moitié de la quantité totale, est enfourné au plus tôt 10 minutes après le début du soufflage^[11].

Le soufflage commence immédiatement après la mise en place de la hotte, et atteint son maximum au bout de quelques minutes. La vitesse de rotation est également maximale, soit environ 30 tr/min. Le métal tombe en pluie dans l'atmosphère oxydante du convertisseur, ce qui favorise sa décarburation. De même, les réactions avec le laitier sont favorisées par l'augmentation de la surface de réaction : combinée avec le milieu oxydant, cette configuration permet de commencer la déphosphoration immédiatement^{[note 6]}^,^[11].

20 minutes après le début de soufflage, toutes ferrailles sont refondues. Le débit d'oxygène est alors réduit de moitié, la rotation est ralentie entre 10 et 12 tr/min. La lance souffle au ras du bain : l'objectif est d'oxyder au maximum la charge pour continuer la déphosphoration. Mais le laitier, dont la basicité est maintenue, voire renforcée, par des additions de chaux, s'enrichi en FeO : il devient alors de plus en plus visqueux, jusqu'à former un garni isolant à l'intérieur du convertisseur. Le métal ne peut plus recevoir de chaleur du réfractaire, tandis que les pertes en fer augmentent^[11].

Par conséquent, il est nécessaire de vidanger le laitier tant que celui-ci est encore fluide et dépourvu de fer. Mais la déphosphoration nécessite une certaine quantité de laitier. Avec une addition de chaux, on recrée donc une faible quantité de laitier, mais celui-ci est pur et fortement basique^[11].

Pendant la déphosphoration, le convertisseur tourne de plus en plus lentement, entre 6 et 8 tr/min. Le laitier, très visqueux, devient progressivement une croûte solide. À la fin du soufflage, on perce cette croûte, et le métal est vidangé tandis que le laitier reste dans le convertisseur^[11].

À la coulée suivante, ce laitier, riche en chaux, en fer et en oxygène, réagit la fonte^[11] :

l'oxyde de fer est réduit par le carbone de la fonte : il y a production de monoxyde de carbone et le laitier restitue le fer ;
le silicium de la fonte est oxydé en silice : le laitier perd son caractère ultra-basique et redevient fluide.

La chaleur produite par la combustion du CO en CO₂ est le triple de celle obtenue par la formation du CO. La combustion totale du carbone apporte 25 121 kJ/kg et, avec une gestion appropriée de la lance, il est possible d'oxyder 90 % du carbone de la fonte^[34].

Performances

Contrairement aux procédés anciens (Bessemer, Martin ou Thomas) dopés avec l'adjonction d'oxygène qui conservent de strictes impositions sur la qualité de la fonte traitée, le procédé Kaldo est capable de traiter n'importe quel type de fonte. La charge peut être composée de 25 %^[4] à 45 % de ferrailles^[35]. Un des grands avantages du procédé Kaldo est de pouvoir favoriser la déphosphoration indépendamment de la décarburation, en orientant le jet d'oxygène à l'interface métal-laitier afin de favoriser les réactions entre ces deux liquides^[36] :

Influence des paramètres de soufflage^[11] :
	Vitesse de rotation	Vitesse du jet d'oxygène	Hauteur de la lance	Angle lance/bain
Désilication	rapide	faible
Décarburation	rapide	élevée	bas	pénétrant
Déphosphoration	lent	faible	haut	rasant
Combustion du CO	rapide			rasant

Le transfert de chaleur se fait de gaz à liquide, ce qui explique des durées d'affinage plus importante que les dérivés du LD, où peu d'échanges de chaleur ont lieu^[34] : 70 minutes contre 40 pour une charge LD^[5]. Dans les années 1960 le principal procédé concurrent du Kaldo est le procédé LD-AC. Un critère de choix du LD-AC au détriment du Kaldo est la rapidité d'affinage : ainsi, les usines habituées au procédé Thomas (comme la Stewarts & LloydsStewarts & Lloyds à Corby) ont souvent préféré les dérivés du procédé LD, alors que celles qui exploitaient le procédé Martin-Siemens (comme la Park Gate à Rotherham), privilégiant la qualité à la productivité, ont préféré le Kaldo^[37].

L'usure du réfractaire est le gros inconvénient du Kaldo : à l'aciérie de Gandrange, 425 m³ de réfractaires étaient consommés en 160 coulées (une semaine de production), contre 250 coulées à la même époque pour l'OLP^[38]. En 1978, les réfractaires de l'OLP tiennent 400 coulées, ceux du LD 600 coulées, alors que ceux du Kaldo n'ont pas du tout progressé^[33].

Durée de vie du revêtement réfractaire :
	Kaldo Dolomie-goudron	Kaldo Briques magnésiennes	OLP Briques magnésiennes	LD Briques magnésiennes
Domnavert (1963)^[34]	85	272
Gandrange (1969)^[33]		160	250
Gandrange (1974)^[33]		160	400	600

Un convertisseur Kaldo coûte 50 % plus cher qu'un convertisseur LD de capacité interne identique. L'usure des réfractaires est 30 à 50 % plus rapide : les maçonnages qui immobilisent le convertisseur limitent sa production annuelle à 50 à 60 % de celle d'un convertisseur LD de capacité identique^[39]. Et si on prend en compte les plus longues durées de soufflage, la capacité annuelle passe sous les 50 %^[5].

Utilisation dans la métallurgie des non ferreux

La différence essentielle entre l'affinage de la fonte par le Kaldo, et le traitement des métaux non ferreux par le TBRC réside en l'utilisation fréquente d'un brûleur oxy-fuel en lieu et place de la lance oxygène^[40]. Alors que la lance à oxygène ne permet d'obtenir qu'une oxydation exothermique, le brûleur permet, outre la fusion de métal, d'entretenir des réactions endothermiques. Mais surtout, des réactions de réduction deviennent possibles, élargissant l'utilisation du TBRC à l'affinage de presque tous les métaux.

La diversité des procédés envisageables (oxydants, réducteurs, avec ou sans scories, exothermiques, etc.) fait qu'il n'existe pas, à proprement parler, de « procédé TBRC », mais d'un outil, le convertisseur rotatif, dans lequel un très grand nombre de réactions sont possibles, notamment parce que le brassage du contenu est indépendant de la réaction en cours. Ainsi, l'utilisation du TBRC s'apparente à celle d'un four à réverbère dont les échanges sont améliorés par l'agitation du bain^[36].

File:Chemetco Metallo-Chimique Kaldo converters before disassembly.jpg

Alignement des 4 TBRC de la Chemetco et d'un mélangeur (à droite), en 2011, avant leur démantèlement. Une grande variété de déchets métalliques était traitée en combinant ces outils.

Traitement du cuivre

L’utilisation du TBRC pour la fusion des minerais concentrés de sulfures de nickel (pentlandite) et de cuivre (chalcopyrite) a été mis au point dans les années 1960 par Inco. Le procédé consiste généralement en trois étapes : la fusion du concentré, l'oxydation de la matte puis sa réduction en métal^[28].

La fusion du minerai peut être réalisée dans un TBRC dédié. Après la phase de chargement du minerai, la charge est portée à fusion (soit 1 350 °C^[28]) par une lance brûlant du gaz naturel et de l’oxygène. Le convertisseur est incliné de 15° à 18° mais la rotation ne commence qu’après la formation d’un bain de matte liquide. Du minerai concentré et des fondants sont alors ajoutés continuellement jusqu’à ce que la quantité désirée ait été enfournée^[40].

Le soufflage d’oxygène pur est destiné à évacuer le soufre sous la forme de dioxyde de soufre (SO₂). L’oxydation exothermique des sulfures prolonge la chauffe sans apport de combustible, même si une partie du potentiel thermique a été déjà consommée lors de la phase précédente de fusion (dans le cas ou la fusion a été a été menée de manière oxydante, c’est-à-dire avec un excès d’oxygène)^[40]. A la fin de cette phase, le convertisseur tourne de 10 à 25 tr/min et la température du bain atteint 1 600 °C. Les fortes températures mises en œuvre nécessitent l’emploi d’un revêtement réfractaire en briques de chrome-magnésite. Malgré leurs performances, ces briques subissent une usure considérable : pour éviter que la scorie ne dissolve rapidement le réfractaire, on la sature en magnésie et on diminue la température de coulée^[28]. Le résultat de cette fusion est une matte blanche, qui ne contient presque plus de fer, mais reste riche en soufre^[40].

La dernière phase de réduction est obtenue par du coke de pétrole^[28]. Elle peut être réalisée dans un second TBRC dédié, le premier TBRC recyclant les scories qui se sont enrichies en oxydes de cuivre. Dans ce cas, elle sert essentiellement à récupérer les métaux précieux (or, argent, platinoïdes) contenus dans le minerai^[40].

skyline d'une usine métallurgique — L'usine métallurgique de Rönnskär, en Suède, est l'archétype du complexe métallurgique procédant à une valorisation poussée des déchets de cuivre grâce au TBRC.

Cependant, l’extraction de cuivre primaire, c'est-à-dire à partir de minerai concentré, avec un TBRC a été abandonnée dans les années 1970-1980, au profit du soufflage par le fond (procédé Manhès-David avec un convertisseur Peirce-Smith), plus productif^[28]^,^[30]. À partir des années 1990, Inco réserve le TBRC à la toute dernière étape d’affinage pyrométallurgique, après une flottation sélective du « blister de cuivre-nickel ». L’étape de fusion est en effet dorénavant réalisée par une fusion flash et l’oxydation est assurée par un convertisseur Peirce-Smith. Comme pour la sidérurgie, l’utilisation de plusieurs outils spécialisés s'est révélée plus adaptée à la production de masse qu'un unique outil polyvalent^[20]. Les coûts d’exploitation élevés ont également condamné cette utilisation :

« Les convertisseurs rotatifs à soufflage par le haut (TBRC) ont été aussi utilisés dans le passé pour l'extration du cuivre primaire. Ils ne sont plus utilisé pour l'extraction primaire, essentiellement à cause des coûts d'exploitation élevés, mais ce type de four est utilisé pour l'extraction secondaire^[29]. »

— G. Cusano et al., Best Available Techniques (BAT) Reference Document for the Non-Ferrous Metals Industries

En effet, le TBRC est un four idéal pour le recyclage de déchets cuivreux, qui brûlent très bien dans le four rotatif. Il est possible de constituer une charge composée à 25 % de mélanges cuivreux lors d'un fonctionnement à l'oxygène pur, ou de n'utiliser que des déchets en brûlant du fioul et de l'oxygène avec la lance^[30]. Par ailleurs, ces déchets peuvent être de nature très variable, avec une teneur en cuivre descendant jusqu'à 10 %^[41].

Les scories issues du recyclage du cuivre sont chargées en métaux lourds mais un petit TBRC dédié s'avère capable d'en récupérer le plomb et l'étain. Ainsi, un alliage plomb-étain peut être obtenu comme sous-produit du recyclage du cuivre^[29]^,^[32]. Dans ce petit TBRC, le plomb et l’étain sont extraits des scories par une réduction, en présence de ferrailles et de cannettes étamées. L'alliage est affiné ensuite dans d'autres outils dédiés qui ôtent le cuivre, le nickel et le fer^[29].

Traitement du nickel

Étant données les similitudes entre la métallurgie extractive du nickel et du cuivre, les procédés mis au point pour l’extraction du nickel sont comparables à l'extraction de cuivre à partir de minerai concentré^[40]. Le TBRC oxyde la matte de nickel, qui est généralement riche en cuivre, afin d'en retirer le soufre et le fer. Le retrait du fer prépare l'étape suivante d'extraction du nickel par carbonylation (procédé Mond)^[42].

Comme pour l'extraction de cuivre, l'utilisation d'un TBRC pour le nickel est une alternative au procédé Manhès-David et au procédé Ausmelt. Mais sa capacité à effectuer une réduction lui permet de traiter plus efficacément des minerais complexes et d'extraire le métal des scories^[43].

Traitement du plomb

L'extraction du plomb, industrialisée par l'entreprise suédoise Boliden AB en 1976 dans son usine de Rönnskär, consiste en trois étapes : la fusion, l'oxydation puis la réduction^[31].

La fusion est oxydante. Suivant la nature de la charge, elle peut se faire de deux manières :

pour la fusion de minerai concentré (à 72 %^[44]), l'oxydation des minerais sulfurés avec l'oxygène apporté par la lance (air à 60 % d'O₂^[44]) est suffisante pour obtenir la fusion de la matte sans apport de combustible^[30] ;
pour le recyclage de déchets, une lance oxygène-gaz naturel chauffe la charge jusqu'à 1 050 °C^[45].

L'oxydation du plomb, qui suit la fusion, prolonge cette chauffe car elle est exothermique. Le but de cette étape est d'oxyder un maximum d'impuretés. Dans le cas de la fusion de minerai concentré, il s'agit du soufre qui est évacué sous forme gazeuse (SO₂). Les scories s'enrichissent en plomb, jusqu'à contenir 30 % de plomb sous forme de litharge (PbO)^[30]. Dans le cas du recyclage de déchets, de l’oxygène pur est soufflé jusqu'à ce que le bain atteigne une température de 1 350 °C^[45].

Après cette phase oxydante, qui élimine partiellement les impuretés, on termine dans le même four par une phase de réduction. Cette phase consiste à brûler^{[note 7]} du poussier de coke de pétrole avec un déficit d'oxygène afin de produire le monoxyde de carbone chaud qui est le gaz réducteur^[30]. La carboréduction transforme l'oxyde de plomb des scories en plomb métallique, qui retourne dans le bain de métal en fusion^[45].

Malgré la consommation de 40 kg de coke et 30 L de fioul par tonne de plomb^[29], ainsi que l'électricité nécessaire à la production d'oxygène, le TBRC est plus économe en énergie que les chauffes nécessaires aux procédés alternatifs^[44]. Mais ce procédé n’est pas compatible avec de grandes capacités de production. Il est cependant flexible et peut traiter des matériaux très divers (batteries, scraps, etc.)^[45].

Traitement de l'étain

L'utilisation du TBRC à la métallurgie extractive de l'étain, mise au point en 1974 par la Metallo-Chimique^[21], consiste à extraire l'étain en deux étapes : une fusion réductrice de concentrés de cassitérite permet d'obtenir du zinc métallique en fusion, puis une sulfuration permet de créer du sulfure d'étain (SnS) gazeux, qui est capté par le système de traitement des fumées^[32].

La lance brûle premièrement du combustible (mazout ou gaz) avec de l'oxygène pur, déficitaire vis-à-vis de la stœchiométrie afin d'obtenir une atmosphère réductrice. Après l'achèvement de cette phase de fusion réductrice du minerai concentré, l'étain métallique brut, qui s'est rassemblé au fond du convertisseur, est coulé^[32].

La scorie restant dans le four est traitée par plusieurs additions de pyrite, tout en augmentant la vitesse de rotation et en maintenant un rapport O₂/gaz naturel de 1,5/1 (de façon à maintenir l'atmosphère réductrice). L'étain de la scorie se combine alors au soufre afin de créer du sulfure d'étain. Ce composé, qui se volatilise au-delà de 1 180 °C, est expulsé hors du four par un jet d'air qui remplace le jet d'oxygène^{[note 8]}. La vitesse de rotation est également accrue jusqu’à ce que la scorie ne contienne plus qu'une teneur en étain négligeable (jusqu'à moins de 0,1 % en masse)^[32].

À la fonderie d'étain de Texas City, aux États-Unis, l'adoption du TBRC à l'extraction de l'étain en 1978 a permis de passer d'un procédé complexe combinant plusieurs fours, à une seule opération dans un TBRC tournant à grande vitesse^[48]. Concentrer les opérations dans un seul outil a notamment simplifié la mise en conformité environnementale de l'usine^[47].

Pour l'extraction de l'étain, l’emploi d'oxygène pur minimisant le volume des fumées, four rotatif peut transférer efficacement leur chaleur au bain^[32].

Traitement des métaux précieux

L'extraction des métaux précieux, notamment ceux du groupe du platine, se caractérise par les faibles quantités de produits à traiter, notamment dans les étapes finales. Dans ce contexte, certains procédés ne sont pas adaptés : l'affinage des mattes concentrées en éléments précieux, obtenues lors du traitements de minerais sulfurés de nickel et de cuivre ne peut pas être fait classiquement dans un convertisseur Peirce-Smith car son soufflage sous le bain impose de mettre en œuvre une quantité minimale (plusieurs tonnes) de produit. Le TBRC est alors utilisé car, même miniaturisé, il reste efficace : la raffinerie de platine d'Acton opère ainsi un TBRC de 0,25 m³ tournant à 2 tr/min^[43].

Les faibles quantités condamnent également les procédés continus. Le TBRC étant capable de refondre des lots de produits, il est systématiquement utilisé comme outil de fusion. Après un affinage pyrométallurgique, généralement oxydant et souvent suivi d'une réduction, il prépare la matte pour l'étape suivante de séparation des éléments par lixiviation^[43].

Les TBRC sont adaptés au traitement d'une grande variété de produits contenant des métaux précieux : les précipités de Merrill-Crowe, les croutes de zinc issues de la désargentisation du plomb, les boues d'anodes issues de l’affinage électrolytique du plomb et du cuivre, des déchets électroniques, des chûtes et des déchets de pellicules photographiques^[49], des cendres, des poussières, des boues^[29]… Dans tous ces usages, ils ont remplacé les fours à réverbères traditionnellement utilisés, à cause de leur plus grande efficacité et productivité^[49].

La valeur, la complexité et les volumes traités impliquent des méthodes de travail particulières. Par exemple, l'usine métallurgique de Rönnskär, en Suède, dont un des 3 TBRC qu'elle opère est dédié à la récupération des métaux précieux, isole cette activité dans une unité distincte^[50].

Autres métallurgies

Le TBRC est un outil adapté au traitement des crasses d'aluminium^[51]. Les procédés les plus courants consistent à refondre^{[note 9]} à environ 800 °C dans un four rotatif les particules d'aluminium retirées des crasses de fonderie, les variantes consistant essentiellement à limiter l'oxydation du métal pendant cette fusion par l'amélioration de la méthode de chauffe (oxycombustion, arc électrique, torche à plasma,…) ou par la protection du bain (protégé par une couche de sel fondu)^[52]. Pour cette application, cependant, le TRF (Tilting Rotary Furnace), un four similaire au TBRC mais doté d'un mécanisme de basculement plus simple et d'angle limité, est un choix industriellement plus économique^[54].

Le TBRC peut-être également utilisé pour extraire des éléments par vaporisation. Le traitement des fumées permet de récupérer les poussières émises : le sélénium est, par exemple, efficacement récupéré par cette méthode^[29].

Élaboration des aciers inoxydables

Le procédé Kaldo a eu une brêve descendance dans l'élaboration des aciers inoxydables, avec le procédé Kaldo-réacteur (ou Kaldo-Vac^[55]) mis au point en 1955 par Ugine à son usine d'Aiguebelle^[5]. En effet, la production d’aciers inoxydables présente des particularités qui rejoignent les points forts du procédé : élaboration à partir de ferrailles et obtention économique de hautes températures (plus de 1 700 °C). Il ne manque alors qu'à terminer l’affinage oxydant en raccordant la cornue à un générateur de vide, afin de décarburer sans oxyder le chrome, jusqu’aux très basses teneurs en carbone requises par les aciers inoxydables^[55]. La combinaison entre ce convertisseur et l'installation de vide a abouti à un outil aussi original que performant :

« Cet appareil était un pur fruit de la culture uginoise, un vrai délire d'ingénieur : exploité en Kaldo durant la première partie du soufflage, la bétonnière était ensuite arrêtée et mise en position verticale ; une cloche à vide venait alors se clamper sur le bec afin de provoquer une décarburation sous vide. Le savoir-faire d'Ugine avait su faire porter la durée de la campagne d'un garnissage à 1 000 coulées^[5]. »

— Olivier C. A. Bisanti, Un siècle d'oxygène en sidérurgie

Deux convertisseurs de 70 tonnes sont construits dans ses usines de Moûtiers et de L'Ardoise^[5]. Ugine avait également projeté une installation identique à Fos-sur-Mer, pour élargir à la production d'acier inoxydable son usine démarrée en 1973 et dédiée principalement aux aciers à roulements. Mais la crise qui sinistre la métallurgie à partir du milieu des années 1970 a raison du projet. La généralisation du procédé AOD marginalise ensuite le Kaldo-réacteur : en 1982 l'usine de Moûtiers ferme, victime de sa faible taille et de son obsolescence^[56], et l’usine de L’Ardoise s'équipe d'un convertisseur AOD^[55] de 110 tonnes destiné à remplacer son Kaldo-réacteur qui s'arrête en 1986^[5].

Usines construites

Sidérurgie

Usines ^{[note 10]} Kaldo construites
Nombre de fours	Emplacement	Propriétaire à la mise en service	Capacité (t)	Date de mise en service	Date d’arrêt	Remarques
1	Domnarvets Jernverk (Suède)	Stora Kopparbergs Bergslags AB	30	1956^[13]^,^[11]	1974^[60]	Démonstrateur industriel. Transformé en OBM de 35 t en 1974^[60].
1	Aciérie de Florange (France)	Sollac	110^[5] porté à 140^[12]	1960	1980	Arrêté en même temps que 4 convertisseurs Thomas de 65 tonnes modifiés en LWS, et 4 Martin, au moment de la mise en service des 2 convertisseurs LWS de 240 tonnes^[12].
2	Oxelösunds Järnverks (Suède)	Gränges AB	130	1961^[13]	1977^[61]	En 1967, 2 Kaldos supplémentaires sont annoncés^[62], mais un seul LD-LBE de 170 t à cornue remplaçable^[61] remplace les 2 Kaldos en 1977^[63].
2	Roemer Works (États-Unis)	Sharon Steel Corporation	140 porté à 150^[64]	1962^[13]	1980^[65]	Durée de vie du garnissage de 220 t^[36] : 120 coulées. Charge constituée de fonte non phosphoreuse^[34] et de 50% de ferrailles. Projet pour un 3^e Kaldo en 1964^[66]. Installation d'un LD 150 tonnes en 1977, puis d'un deuxième en 1980, qui remplacent les Kaldos^[65]. Mais les 2 Kaldos sont « virtuellement supplantés » par un seul convertisseur LD dès 1977^[67].
2	Park Gate Works (Grande-Bretagne)	Tube Investments	75 porté à 80^[13]	1964	1975^[68]	Premiers Kaldos britanniques^[35].
2	Aciérie de Consett (Grande-Bretagne)	Consett Iron Company	100 porté à 120^[69]	1964^[13]	1968-1971^[70]	Aciérie équipée de 2 convertisseurs LD (et non pas LD-AC) et 2 Kaldos, tous de 100 tonnes de capacité. 2 Kaldos supplémentaires étaient prévus^[71] mais ne furent jamais construits. En 1966, la production Kaldo est devenue marginale ^[72], les minerais à bas phosphore devenant bon marché tandis que les performances du LD s'améliorent. En 1968, un Kaldo est transformé en troisième LD de 150 tonnes et, en 1971, le dernier Kaldo transformé de la même manière^[70].
2	Shelton Bar (Grande-Bretagne)	John Summers & Sons	50 porté à 55^[73]	1964^[13]	1978^[73]	Construction associée à celle d'une coulée continue de blooms^[73].
1	Norrbottens Järnverk (Suède)	Norrbottens Järnverk AB	70	1964^[13]	1974^[63]	En 1971, décision de remplacer l'aciérie Kaldo par une aciérie LD et des coulées continues afin de retrouver la rentabilité^[74]. L'investissement a été réalisé en 1974-1975^[75] et a permis l'abandon de la filière Kaldo^[63].
1	Stanton Ironworks (Grande-Bretagne)	Staveley Coal and Iron Company	70	1965^[13]	1967^[76]	Four destiné à l'affinage de fonte phosphoreuse. Procédé abandonné au bout de 2 ans^[76].
1	La Providence de Marchienne (Belgique)	Forges de la Providence	35^[77]	1965^[11]	1980^[78]	Convertisseur LD-Kaldo, qui a été également utilisé comme outil de recherche. Seul le soufflage final déphosphorant est réalisé en mode Kaldo^[79]. La combinaison des deux procédés permet de ménager les réfractaires tout en conservant les performances métallurgiques du Kaldo. Mais la disparition de la première phase de combustion du CO pénalise le recyclage des ferrailles^[11].
2	Domnarvets Jernverk (Suède)	Stora Kopparbergs Bergslags AB	80 porté à 100^[80]	1965^[13]^,^[81]	1981^[82]	Ces fours pouvaient réaliser une réduction directe du minerai de fer et une fusion. Le procédé, nommé Dored, n'a jamais atteint le stade industriel^[83]. Le remplacement des Kaldos par des LD est évoqué dès le début des années 1970^[63].
2	Aciérie de Gandrange (France)	Sacilor	240	1969	1982^[12]	Durée de vie du garnissage : 160 coulées. Plus grands convertisseurs Kaldo jamais mis en service^[38]. Arrêtés après la modernisation des 2 convertisseurs OLP construits en 1971 dans la même aciérie^[12].

Métaux non ferreux

Usines TBRC construites^[84] (liste non exhaustive^{[note 11]})
Nombre de fours	Emplacement	Propriétaire à la mise en service	Capacité (t ou m³^{[note 12]})	Date mise en service	Date d’arrêt	Remarques
1	Beerse (Belgique)	Metallo-Chimique	70 t de cuivre	années 1960^{[note 2]}		Recyclage de déchets cuivreux. Production d'un cuivre noir pur à 98 %, ou d'un alliage cuivre-nickel à 10 % de nickel^[85].
1	Chouteau Township (États-Unis)	Chemetco	70 t de cuivre	1970^[24]	2001^[86]	Recyclage de déchets cuivreux, procédé développé par la Metallo-Chimique^[23]. Usine fermée pour pollution de l'eau^[86].
2	Copper Cliff (Canada)	Inco	20 m³ 50 t de nickel^[20]	1971^[20]	2002^[87]	Premiers convertisseurs industriels Kaldos dédiés à la métallurgie des non ferreux et nommés TBRC par Inco. Ils sont dédiés à l'affinage de matte de nickel^[20].
2	Tennant Creek (Australie)	Peko Wallsend	25 t	1973^[88]	1975^[89]	Conversion de minerai cuivreux contenant du bismuth^[88].
2	Beerse (Belgique)	Metallo-Chimique	13 m³ 70 t de cuivre	1974^[21]		Traitement du laitier riche en étain, en plomb, en cuivre et en nickel, issu du recyclage du cuivre dans le premier TBRC^[85]^,^[90].
1	Beerse (Belgique)	Metallo-Chimique	10 t de plomb-étain	1974^[21]		Recyclage de déchets ou d'oxydes de plomb et d'étain^[85].
1	Rönnskärsverken (Suède)	Boliden AB	13 m³ 90 t de plomb^[30]	1976		Premier Kaldo au monde affinant de la matte de plomb. Initialement dédié au traitement des poussières issues de la production de cuivre, puis est devenu un outil polyvalent, recyclant déchets de cuivre et de plomb^[31].
3	Soroako (Indonésie)	Inco	20 m³	1977^[91]	1987-1988	Conversion d'une matte à 32 % de nickel en ferronickel. 2 Kaldos remplacés par 2 convertisseurs Peirce-Smith, le 3^e étant stoppé^[91].
1	Rönnskärsverken (Suède)	Boliden AB	13 m³	1978	1989	Production de matte de cuivre riche (60-65% Cu) à partir de minerai concentré. Arrêté pour manque de disponibilité de minerai^[30]. Revendu et redémarré en Inde en 2002^[92].
1	Mine d'Afton-Ajax (Canada)	Teck Mining	20 m³^[84] 45 t de cuivre^[93]	1978^[89]	1983^[93]	Fusion directe de concentrés de cuivre en blister.
1	Philadelphie (États-Unis)	Franklin Smelting & Refining Company	15 t		1996^[94]	Conversion de cuivre noir en blister (initialement). Usine fermée à cause des contraintes environnementales^[94].
1	Philadelphie (États-Unis)	Franklin Smelting & Refining Company	25 t		1996^[94]	Conversion de cuivre noir en blister (initialement). Usine fermée à cause des contraintes environnementales^[94].
1	Tex-Tin (États-Unis)	Gulf Chemical and Metallurgical Company	?	1978	1991^[48]	Fusion de concentrés d'étain et réduction des scories d'étain^[32]. Abandonné en 1989 par pénurie de minerais concentrés importés compétitifs, et reconverti dans le traitement du cuivre. Arrêt définitif en 1991 à la suite de l'effondrement du convertisseur^[48].
3^[95]	Chouteau Township (États-Unis)	Chemetco	13 m³ 70 t de cuivre^[96]	1981-1982^[96]	2001	Recyclage de déchets cuivreux riches à 50 %, ainsi que la récupération d'étain. Usine fermée pour pollution de l'eau^[86]. Convertisseurs identiques aux 2 Kaldo de 70 tonnes de la Metallo-Chimique^[90].
1	Zanjan (Iran)	National Iranian Lead and Zinc	13 m³^[97]	1983^[97]	2013^[98]	Coupellation de matte de plomb^[97]^,^[99]. Usine fermée en mi-2013 pour des raisons environnementales^[98].
1	Francfort-sur-le-Main (Allemagne)	Degussa	6 t			Coupellation de matte de plomb.
1	Rönnskärsverken (Suède)	Boliden AB	6 t			Coupellation de matte de plomb.
1	Columbus (États-Unis)	Stillwater Mining CompanyStillwater Mining Company	7 m³^[100]^,^{[note 13]} 5 t de matte^[102]	1990^[101]		Fusion d'une matte riche en platinoïdes et oxydation pour obtenir un métal blanc contenant 75 % Cu+Ni et 2,5 % de métaux précieux^[101].
1	Marghera (Italie)	SIMAR SpA		1992^[103]	2000	Affinage de cuivre. Fermé par manque de déchets cuivreux disponibles^[104], tentative de relance en 2010^[103].
1	Bharuch (Inde)	SWIL	13 m³^[92] 60 t de cuivre^[105]	2002^[104]^,^[92]		Produit en 12 heures une matte d'environ 70% de cuivre à partir de déchets cuivreux. Il s'agit du convertisseur de Bolinden arrêté en 1989 et relocalisé en Inde^[92]. Arrêté de 2009^[106] à 2017^[107].
1	Xiangguang Yanggu Smelter					Récupération de métaux précieux dans la matte de cuivre^[108]
1		Jiangxi Copper		2009		Recyclage de cuivre Cu>70%. Associé à un four à réverbère^[109].
1	Western Mining Co., à Xining (Chine)	Qinghai Xiyu Nonferrous	13 m³^[110]	2010^[97]		Coupellation de matte de plomb^[97]. Remplace des hauts fourneaux fermés à cause des contraintes environnementales. Technologie de Boliden^[110].
2	Jinchuan smelter (Chine)	Jinchuan Group	13 m³^[109]	2011		Recyclage de cuivre Cu>80%. Associé à un four à sole oscillante^[109].
1	Lünen (Allemagne)	Aurubis	100 t de cuivre^[111]	2011		Addition de déchets dans du cuivre noir (80% Cu) pour en faire du cuivre à 95 %. L'étain et le plomb y sont retirés avec le laitier^[112]
1	Rönnskärsverken (Suède)	Boliden AB		2012		Recyclage de déchets électroniques cuivreux^[113].
1	Wuzhou Recycling Industrial Park (Chine)^[114]	Guangxi Non-ferrous Metals (en)		2012		Recyclage de cuivre 20%<Cu<90%. Associé à un four à réverbère^[109]. Repris en 2018 après la faillite de Guangxi Non-ferrous Metals, pour recycler des déchets >10% Cu^[115].
1	Zijin Copper (Chine)	Jinchuan Group		2013^[116]		Affinage de matte de cuivre issue d'un four de fusion flash^[109].
4	Richmond (États-Unis)	Aurubis	12 m³^[117]	2024-2026 (prév.)^[118]		Recyclage de déchets électroniques cuivreux^[118].

Évolutions et disparition

Sidérurgie

Au moment de son apparition, le procédé Kaldo combine beaucoup d'avantages : il traite les fontes phosphoreuses, permet de recyclage d'une grande quantité de ferrailles et permet un contrôle facile de l'affinage. Mais sa complexité le pénalise : c'est « un procédé élégant sur le papier mais d'une exploitation difficile »^[5].

Principe du convertisseur Rotor, un convertisseur rotatif contemporain du Kaldo.

Kaldo-LD de 35 tonnes à Marchienne-au-Pont. On distingue la hotte LD au-dessus de la cornue.

Partant de ce constat, des convertisseurs rotatifs contemporains du Kaldo ont été évalués comme alternative :

le procédé Rotor, industrialisé au début des années 1950 à l'usine d'Oberhausen est également un convertisseur à l'oxygène rotatif^[119]. Il s'agit d'un procédé plus simple et plus conventionnel : le four tubulaire s'incline peu et n'effectue qu'une rotation toutes les 2 minutes. La rotation est plus destinée à homogénéiser l'usure des réfractaires qu'à accélérer les réactions chimiques. Celles-ci sont gérées par deux lances à oxygène : une pour la décarburation, l'autre pour la post-combustion des fumées au sein du four^[3]^,^[120] ;
le Kaldo-LD installé en 1965 dans l'aciérie de Marchienne-au-Pont est un Kaldo doté d'une lance et d'un dépoussiérage vertical de type LD. La combinaison des deux procédés permet d'améliorer la durée de vie des réfractaires tout en conservant la flexibilité et les performances métallurgiques du Kaldo. Le soufflage commence en mode LD, c'est-à-dire verticalement, puis la déphosphoration en mode Kaldo. Cependant, outre la complexité accrue, ce séquencement supprime la première phase de combustion du CO propre au Kaldo, et donc la possibilité de refondre de grandes quantités de ferrailles^[11]. Et la suppression du trou de coulée latéral LD dégrade la qualité de la vidange de la cornue, qui est un point fort du LD^[79].

Les limitations de ces procédés alternatifs les rendent moins attractifs que le Kaldo. Mais les inconvénients du Kaldo sont évidents. Outre la tenue des réfractaires, la chaleur dégagée par la combustion du CO sollicite également la carcasse métallique, notamment la piste de roulement circulaire^[81]. À la fin des années 1950, les convertisseurs à l'oxygène soufflent des charges de 50 à 75 tonnes. Dans les années 1960, la plupart des nouveaux convertisseurs ont une capacité de 220 à 300 tonnes. Mais la taille des convertisseurs Kaldo plafonne alors à 100 tonnes : elle évolue donc beaucoup moins vite que celle des convertisseurs LD^[66] et la tentative de rattrapage par l'aciérie de Gandrange sera un échec technique^[19].

En fait, le Kaldo est condamné par l'évolution du métier. En effet, c'est un convertisseur où le métallurgiste s'efforce de réaliser à la fois la conversion de la fonte en fer, la mise à nuance et la chauffe exacte avant la coulée. Or, à partir des années 1950, les exigences croissantes dues à l'évolution de la métallurgie comme à la généralisation de la coulée continue condamnent progressivement cette approche : seuls des outils spécialisés peuvent atteindre les exigences requises. Ainsi se développe la métallurgie en poche : le convertisseur fournit un acier de composition et de température approximatives, que des outils en aval traitent de manière plus fine. La spécialisation de chaque outil permet d'améliorer la productivité et compense le coût entraîné par la complexification des aciéries. Dans cette évolution, la productivité du procédé LD l'emporte sur la polyvalence du Kaldo^[121]. Et si le rendement thermique du Kaldo est séduisant, en sidérurgie, le gaz de convertisseur généré par les procédés alternatifs, comme le LD, est riche en CO et peut être avantageusement brûlé dans les fours de l'usine. Or après le premier choc pétrolier, ce type de gaz est devenu incontournable dans le bilan énergétique d'un complexe sidérurgique^[5].

Métaux non ferreux

Dans les non ferreux, le TBRC a failli disparaitre avant de rencontrer, après les années 2010^[122], un regain d'intérêt dans la fusion des déchets, notamment cuivreux, où sa flexibilité lui permet de s'adapter à des charges très variables^[30]. Sa compacité et son aptitude à traiter des minerais contenant beaucoup d'impuretés le rendent également intéressant dans les fonderies de petites tailles ou pour des augmentations incrémentales de production dans des usines existantes^[123]. Des TBRC sont ainsi régulièrement installés : par exemple, au début du XXI^e siècle, l'entreprise SMS Group revendique avoir installé plus de 40 convertisseurs^[124], et son concurrent Outotec en compte 17^[125].

Au-delà du cuivre, l'aptitude du TBRC à traiter la plupart des métaux les non ferreux est reconnue mais il s'est révélé inadapté à la production de masse^[126]. Mais les petits TBRC, d'une capacité de 0,5 à 10 tonnes, sont des outils sans équivalents dans la récupération de métaux précieux^[49]. Leur petite taille et une conception simplifiée font disparaitre les soucis mécaniques qui ont handicapé les engins sidérurgiques. La possibilité de réaliser beaucoup d'opérations successives dans le même réacteur limite les pertes et la pollution. La compacité et l'efficacité thermique du four ont amené le TBRC à remplacer les derniers fours à réverbères^[49].

Notes et références

Notes

↑ Le soufflage d'oxygène pur par le fond ne sera mis au point que dans les années 1970, avec les procédés de type OBM (Oxygen-Bottom Maxhütte).
↑ ^{a et b} Il est difficile de déterminer la date précise de mise en service du premier Kaldo de la Metallo-Chimique. Le convertisseur rotatif y a été adopté pendant les années 1960 pour se généraliser en 1974^[21], mais le premier brevet (n° CA979224A) ne date que de 1970. Celui-ci traite de principes généraux sur l'affinage de métaux non ferreux, tout en évoquant des cas industriels relatifs à un convertisseur de 70 tonnes. Par ailleurs, ce brevet, comme les suivants, est déposé uniquement au Canada et aux États-Unis. Il vise donc à éviter tout blocage de la part du concurrent Inco, dont les brevets pourraient gêner une pratique discrètement mise au point^[22], mais aussi à protéger les activités de la Chemetco, créée cette année-là sous l'égide des Belges^[23].
↑ Ce sont les ingénieurs Paul Queneau et John Feick, responsables de l'exploitation des convertisseurs Peirce-Smith d'Inco, aidés par John Thompson, ingénieur chimiste et directeur général qui, en 1958, vont explorer la conversion à l'oxygène pur des mattes de nickel. Les TBRC d'Inco deviennent la première étape de la transformation de composés métalliques complexes, jusqu'à l'obtention de nickel pur à 99,98 % par le procédé Mond^[20].
↑ L'affinage de la fonte au convertisseur est facile car la combustion des éléments indésirables est fortement exothermique : l'oxydation du silicium et du carbone y produit respectivement 32,8 et 10,3 kilojoules par kilogramme^[26]. À l'inverse, pour affiner une matte de cuivre, il faut d'abord dissocier le fer du soufre, ce qui consomme 6,8 kilojoules par kilogramme de FeS, avant que leur oxydation, qui ne produit, respectivement, que 5,9 et 9,1 kJ/kg, puisse commencer^[27].
↑ L'oscillation de la lance peut être utile en début de soufflage, pour balayer les réfractaires afin d'éviter qu'une croute isolante de laitier se forme et limite l'échange de chaleur entre le métal et le revêtement réfractaire.
↑ rappeler la chimie du procédé thomas
↑ Le carbone n'est pas injecté directement dans les scories car la réaction est endothermique. La réaction entre le coke et le PbO se décompose en effet ainsi : C (s) + CO₂ (g) → 2 CO (g) consommant 165,4 kJ/mol de CO PbO (s) + CO (g) → Pb (l) + CO₂ (g) produisant 95,8 kJ/mol de PbO Le bilan thermique de ces deux réactions est déficitaire : il est alors nécessaire d'apporter de la chaleur^[46].
↑ La fonderie d'étain de Texas City avait initialement envisagé d'extraire l'étain vaporisé sous la forme de dioxyde d'étain. Mais cette extraction s'est avérée lente et pénalisante la productivité. Quelques mois plus tard, l'extraction sous la forme de sulfure d'étain a été mise au point, multipliant la productivité par quatre^[47].
↑ Certains auteurs qualifient l'utilisation du TBRC de centrifugation^[52]. Mais la vitesse de rotation, de 1 tr/min, est bien trop faible pour produire cet effet^[51]. Surtout, la description détaillée du procédé ECOCENT indique que les crasses d'aluminium sont centrifugées dans un outil distinct^[53].
↑ Les convertisseurs expérimentaux ne sont pas détaillés. Dans cette catégorie, on peut signaler le Kaldo prototype initial de Domnarvet d'une capacité de 3 tonnes et celui du MEFOS (sv) à Luleå de 5 tonnes. Les convertisseurs qui n'ont pas connus d'histoire industrielle, notamment les 2 Kaldos de 60 tonnes que la Sanyo Special Steel Co. a commandé à Krupp pour l'aciérie d'Himeji en 1965, soit au moment de sa faillite et de son passage à la production au four à arc électrique, et pour lesquels aucune production n'a été relevée^[57]^,^[58], ne sont pas retenus. De même, le Kaldo-LD 70 tonnes qui aurait été installé en 1973 à Cockerill-Marcinelle^[11], qui n'apparait dans aucune archive relative à l'usine et dont la date de construction correspond en fait à la fermeture de l’aciérie Thomas où il aurait dû être installé, a certainement été abandonné au profit du procédé OBM^[59].
↑ Les convertisseurs expérimentaux ne sont pas détaillés. Dans cette catégorie, on peut signaler le Kaldo prototype d'INCO à Port Colborne de 7 tonnes qui a servi à généraliser le TBRC à la métallurgie extractive du cuivre^[20], celui du Warren Spring Laboratory à Stevenage de 200 kg, celui du Colorado School of Mines à Golden de 200 kg^[84], etc. Les très petits convertisseurs sont également omis, comme celui de 0,25 m³ de l'Acton Pt Refinery à Londres^[43].
↑ En raison de la diversité des produits traités par un même convertisseur, et de leurs densités (de 4 pour une matte pauvre en cuivre, à 11,3 pour le plomb), il est parfois préférable de n'évoquer que le volume de métal traité.
↑ Une source évoque une taille de TBRC de la Stillwater Co. de 0,15 m³, soit 1,5 t de matte^[101].

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Voir aussi

Articles connexes

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Convertisseur Kaldo, sur Wikimedia Commons

[10] Le soufflage d'oxygène pur par le fond ne sera mis au point que dans les années 1970, avec les procédés de type OBM (Oxygen-Bottom Maxhütte).

[metallo-chimique-26] {a et b} Il est difficile de déterminer la date précise de mise en service du premier Kaldo de la Metallo-Chimique. Le convertisseur rotatif y a été adopté pendant les années 1960 pour se généraliser en 1974^[21], mais le premier brevet (n° CA979224A) ne date que de 1970. Celui-ci traite de principes généraux sur l'affinage de métaux non ferreux, tout en évoquant des cas industriels relatifs à un convertisseur de 70 tonnes. Par ailleurs, ce brevet, comme les suivants, est déposé uniquement au Canada et aux États-Unis. Il vise donc à éviter tout blocage de la part du concurrent Inco, dont les brevets pourraient gêner une pratique discrètement mise au point^[22], mais aussi à protéger les activités de la Chemetco, créée cette année-là sous l'égide des Belges^[23].

[27] Ce sont les ingénieurs Paul Queneau et John Feick, responsables de l'exploitation des convertisseurs Peirce-Smith d'Inco, aidés par John Thompson, ingénieur chimiste et directeur général qui, en 1958, vont explorer la conversion à l'oxygène pur des mattes de nickel. Les TBRC d'Inco deviennent la première étape de la transformation de composés métalliques complexes, jusqu'à l'obtention de nickel pur à 99,98 % par le procédé Mond^[20].

[31] L'affinage de la fonte au convertisseur est facile car la combustion des éléments indésirables est fortement exothermique : l'oxydation du silicium et du carbone y produit respectivement 32,8 et 10,3 kilojoules par kilogramme^[26]. À l'inverse, pour affiner une matte de cuivre, il faut d'abord dissocier le fer du soufre, ce qui consomme 6,8 kilojoules par kilogramme de FeS, avant que leur oxydation, qui ne produit, respectivement, que 5,9 et 9,1 kJ/kg, puisse commencer^[27].

[38] L'oscillation de la lance peut être utile en début de soufflage, pour balayer les réfractaires afin d'éviter qu'une croute isolante de laitier se forme et limite l'échange de chaleur entre le métal et le revêtement réfractaire.

[40] rappeler la chimie du procédé thomas

[53] Le carbone n'est pas injecté directement dans les scories car la réaction est endothermique. La réaction entre le coke et le PbO se décompose en effet ainsi : C (s) + CO₂ (g) → 2 CO (g) consommant 165,4 kJ/mol de CO PbO (s) + CO (g) → Pb (l) + CO₂ (g) produisant 95,8 kJ/mol de PbO Le bilan thermique de ces deux réactions est déficitaire : il est alors nécessaire d'apporter de la chaleur^[46].

[55] La fonderie d'étain de Texas City avait initialement envisagé d'extraire l'étain vaporisé sous la forme de dioxyde d'étain. Mais cette extraction s'est avérée lente et pénalisante la productivité. Quelques mois plus tard, l'extraction sous la forme de sulfure d'étain a été mise au point, multipliant la productivité par quatre^[47].

[62] Certains auteurs qualifient l'utilisation du TBRC de centrifugation^[52]. Mais la vitesse de rotation, de 1 tr/min, est bien trop faible pour produire cet effet^[51]. Surtout, la description détaillée du procédé ECOCENT indique que les crasses d'aluminium sont centrifugées dans un outil distinct^[53].

[69] Les convertisseurs expérimentaux ne sont pas détaillés. Dans cette catégorie, on peut signaler le Kaldo prototype initial de Domnarvet d'une capacité de 3 tonnes et celui du MEFOS (sv) à Luleå de 5 tonnes. Les convertisseurs qui n'ont pas connus d'histoire industrielle, notamment les 2 Kaldos de 60 tonnes que la Sanyo Special Steel Co. a commandé à Krupp pour l'aciérie d'Himeji en 1965, soit au moment de sa faillite et de son passage à la production au four à arc électrique, et pour lesquels aucune production n'a été relevée^[57]^,^[58], ne sont pas retenus. De même, le Kaldo-LD 70 tonnes qui aurait été installé en 1973 à Cockerill-Marcinelle^[11], qui n'apparait dans aucune archive relative à l'usine et dont la date de construction correspond en fait à la fermeture de l’aciérie Thomas où il aurait dû être installé, a certainement été abandonné au profit du procédé OBM^[59].

[95] Les convertisseurs expérimentaux ne sont pas détaillés. Dans cette catégorie, on peut signaler le Kaldo prototype d'INCO à Port Colborne de 7 tonnes qui a servi à généraliser le TBRC à la métallurgie extractive du cuivre^[20], celui du Warren Spring Laboratory à Stevenage de 200 kg, celui du Colorado School of Mines à Golden de 200 kg^[84], etc. Les très petits convertisseurs sont également omis, comme celui de 0,25 m³ de l'Acton Pt Refinery à Londres^[43].

[96] En raison de la diversité des produits traités par un même convertisseur, et de leurs densités (de 4 pour une matte pauvre en cuivre, à 11,3 pour le plomb), il est parfois préférable de n'évoquer que le volume de métal traité.

[114] Une source évoque une taille de TBRC de la Stillwater Co. de 0,15 m³, soit 1,5 t de matte^[101].

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