Procédé Krupp-Renn

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Vue des six fours rotatifs de l'usine de réduction directe d'Essen-Borbeck, vers 1964.

Le procédé Krupp-Renn est un procédé sidérurgique de réduction directe utilisé pendant les années 1930 à 1970. Fondé sur l'utilisation d'un four rotatif, il s'agit d'un des rares procédés de réduction directe ayant connu un succès technique et commercial dans le monde.

Histoire[modifier | modifier le code]

Le principe de la réduction directe du minerai de fer par un brassage à haute température de poudre de minerai mélangée avec du charbon, avec un peu de calcaire pour diminuer l'acidité du minerai, a été testé dès la fin du XIXe siècle. On peut notamment relever le procédé de réduction directe de Carl Wilhelm Siemens[1], utilisé de manière épisodique aux États-Unis et au Royaume-Uni dans les années 1880. Ce procédé est fondé sur l'utilisation d'un court tambour de 3 m de diamètre et autant de long, d'axe horizontal, où sont insufflés des gaz préchauffés par deux régénérateurs[2]. Le procédé évolue ensuite vers un long four tubulaire rotatif, inspiré de ceux utilisés en cimenterie, comme dans le procédé Basset, développé dans les années 1930[3].

Le procédé mis au point par le métallurgiste allemand Friedrich Johannsen (-)[4] dans les années 1930[5], professeur à l'École des mines de Clausthal[6] est du même type. La première installation est essayée de 1931 à 1933, dans l'usine Krupp de Essen-Borbeck, en Allemagne. Le procédé, baptisé « Krupp-Renn », fait référence à l'entreprise Krupp, qui l'a développé, et au Rennfeuer, qui désigne le bas fourneau[7].

Il y eut jusqu'à 38 fours en 1945 qui, quoiqu'ils ne totalisaient alors qu'une capacité de 1 Mt/an, ont été installés partout dans le monde[8]. En Allemagne, le procédé avait été favorisé par la politique d'autarcie du régime nazi, qui privilégiait l'utilisation des minerais de fer nationaux de mauvaise qualité, plutôt que la rentabilité[9]. Après la Seconde Guerre mondiale, beaucoup d'usines ont été démantelées. Pourtant, quelques nouvelles unités sont construites à partir de 1950, notamment en Espagne, Grèce et Allemagne[8]

Procédé[modifier | modifier le code]

Principes généraux[modifier | modifier le code]

Schéma de principe du procédé Krupp-Renn.

Le procédé Krupp-Renn est un procédé de réduction directe dont le réacteur est un long four tubulaire identique à celui utilisé dans les cimenteries. Dans les dernières unités construites, celui-ci mesure environ 4,5 m de diamètre et 110 m de long[8]. Le four rotatif est incliné d’environ 2,5 % ; sa pente et sa vitesse de rotation influent sur la durée de séjour du produit. On distingue dans le four 3 zones[10] :

  • la zone amont, dite de préchauffage, où le minerai est chauffé jusqu’à 900-1 000 °C, et où le charbon rejette ses matières les plus volatiles ;
  • le milieu du four, dite zone de réduction, où le charbon brûle pour former du monoxyde de carbone, qui réduit immédiatement les oxydes de fer en fer métallique. La température maximale est de 1 230 à 1 260 °C ;
  • la fin du four, où s’agglomèrent le fer et la gangue sous la forme de nodules, les Luppen.

Le minerai de fer est premièrement broyé pour atteindre une granulométrie moyenne de 6 mm[8]. Il est ensuite introduit à l’amont du four, mélangé avec un peu de combustible (généralement de la houille). Il ressort du four à l’extrémité opposée, sous la forme d’un minerai de fer préréduit à 1 000 °C[10].

La chaleur est apportée par un brûleur situé à l’extrémité inférieure du four, qui fonctionne donc comme un réacteur à contre-courant. Le combustible consiste en un charbon finement pulvérisé, dont la combustion génère en outre un gaz réducteur. Une fois le four chaud, l’essentiel du combustible peut être apporté par le mélange minerai-houille[10].

Les fumées qui sortent par l’extrémité supérieure du four atteignent 850 à 900 °C. Elles sont donc refroidies et débarrassées de leur poussière par une injection d’eau avant d’être évacuées à la cheminée[10].

Le fer récupéré atteint 94 % à 97,5 % du fer initialement présent dans le minerai[10].

Particularités du procédé Krupp-Renn[modifier | modifier le code]

La température maximale dans le four rotatif, comprise entre 1 230 à 1 260 °C, est beaucoup plus élevée que les 1 000 à 1 050 °C strictement nécessaires à la réduction des oxydes de fer. Cette température permet la fusion de la gangue sicileuse du minerai en un laitier acide et pâteux. Le fer réduit peut alors s'agglomérer en nodules métalliques, les Luppen[10].

L’injection de charbon pulvérisé à la sortie du four est une particularité du procédé. Les évolutions postérieures du procédé autorisent la possibilité de couper cette alimentation en charbon, et de ne fonctionner qu’avec le charbon introduit avec le minerai[10].

L’ensemble est déchargé chaud du four. Il est alors broyé, et le fer est séparé du laitier par un tri électromagnétique. La fusion partielle de la charge augmente la densité des préréduits, mais implique aussi une coûteuse consommation d'énergie[10].

À l’instar de la plupart des procédés de réduction directe, le procédé Krupp-Renn est adapté à la production de minerai de fer préréduit à partir de minerais très acides (indice de basicité CaO/SiO2 de 0,1 à 0,4[11]). Il se distingue d'ailleurs par sa capacité à se passer d’additifs correcteurs basiques (généralement du calcaire sous la forme de castine, ou de la dolomie)[10]. Par contre, si cette acidité favorise la formation de nodules vitreux faciles à concasser et à séparer du fer, la viscosité à chaud de la gangue est difficile à maîtriser[8]. Les minerais traités sont généralement moyennement riches en fer, typiquement entre 35 et 51 % de fer[7].

Un des avantages historiques du procédé a résidé dans sa capacité à extraire le fer des minerais riches en dioxyde de titane. En effet, cet oxyde rendant le laitier particulièrement infusible et visqueux, les minerais qui en contiennent sont incompatibles avec le haut fourneau, qui doit évacuer toute sa production sous la forme liquide[10].

Il est de même adapté aux minerais riches en oxydes de nickel, de vanadiumetc.[8] Une autre utilisation de ce procédé est ainsi la production de ferronickel[11].

Le procédé est également capable de valoriser les minerais riches en zinc, plomb ou étain qui, en subissant un cycle de vaporisation-condensation dans les hauts fourneaux, ne peuvent pas être évacués, saturant progressivement le réacteur. La haute température des fumées du procédé Krupp-Renn permet l'évacuation de ces métaux par les fumées chaudes, puis leur récupération dans les installations de dépoussiérage[11]. Cette capacité à évacuer certains indésirables par les fumées rend également le procédé apte à ôter le soufre des pyrites[8].

Comme la plupart des procédés de réduction directe, il est aussi possible d’utiliser à peu près n’importe quel combustible solide, sachant cependant que 30 % du soufre apporté par les combustibles se retrouve dans le fer[8], et qu’un coûteux traitement postérieur est nécessaire pour l’éliminer[10],[note 1].

Un des inconvénients du procédé réside dans la réduction incomplète des Luppen. En effet, bien que le fer est complètement réduit dans le four, les Luppen se réoxydent immédiatement au contact de l'air, dès qu'ils sortent du four[7].

Production[modifier | modifier le code]

Selon les minerais et la taille de l'installation, la production quotidienne d'un four est de 250 à 800 tonnes de minerai de fer préréduit[5]. Les plus gros fours, qui atteignent 5 m de diamètre et 110 m de long, peuvent traiter 950 à 1 000 tonnes de minerai par jour, combustible non compris[11].

Lorsqu'elle est bien conduite, une installation tourne environ 300 jours par an. La durée de vie du réfractaire interne est de 7-8 mois dans la partie la plus exposée du four, et 2 ans ailleurs[11].

Une des difficultés majeures, commune à tous les procédés de réduction directe par four rotatif, consiste en la formation locale d'un anneau de fer et de scories, frittés ensemble, qui obstrue progressivement le four. La solution consiste généralement à revoir la granulométrie du minerai enfourné[12].

Expansion et déclin[modifier | modifier le code]

Usines construites[modifier | modifier le code]

Usines construites (liste non exhaustive)[11],[6]
Nombre de fours Emplacement Propriétaire
à la mise en service
Diamètre interne (m) Longueur (m) Capacité (tminerai/j) Date mise en service Date d’arrêt Remarques
1 Aciérie de Rheinhausen F. Krupp 0,9 14 1 Démonstrateur industriel.
1 Essen-Borbeck F. Krupp 3,6 50 275-300 1935 1945 Transféré en Union Soviétique en 1945.
2 Frankenstein (Silésie)
Ząbkowice Śląskie (Pologne)
Schlesische Nickelwerke
3,6 50 275-300 1935 et 1941
après 1945
1945
Transférés en Union Soviétique en 1945 mais reconstruits par les Polonais.
Traitement de garniérite (9 % de fer, 61 % de SiO2 et 0,73 % de nickel).
3 Salzgitter-Watenstedt F. Krupp 4,2 70 500 1943-1945[note 2] 1945 Donné comme réparations de guerre en 1950
Minerai contenant 25-30 % de fer.
3 Königshof (Tchécoslovaquie) Industrie Sidérurgique de Prague 3,6 60 300-325 à partir de 1943 1 four en 1943, 2 fours complémentaires installés après guerre.
Minerai contenant 30-35 % de fer et 24 % de SiO2 (pelosidérite + chamosite + hématite).
3 Mníšek (Tchécoslovaquie) 3,6 60 Minerai contenant 30-35 % de fer et 24 % de SiO2 (pelosidérite + chamosite + hématite).
10 Ejpovice (Tchécoslovaquie) 3,6 60 Minerai contenant 30-35 % de fer et 24 % de SiO2 (pelosidérite + chamosite + hématite).
1
2
Schinow (Pologne) 4,2
3,6
70
60
Sidérite contenant 33 % de fer et 25 % de SiO2.
3 Salzgitter-Watenstedt F. Krupp 4,2 70 3 x 500 1943-1945 1950 Donné comme réparations de guerre en 1950.
2
1
Salzgitter-Watenstedt Rennanlage Salzgitter-Ruhr GbR. 4,2
4,6
95
110
2 000 1956-1957 1963[9] Minerai siliceux du Harz contenant 28-34 % de fer.
8 Anshan (Mandchoukouo) Aciéries Shōwa 3,6 60 8 x 300 1939[13] Minerai contenant 35-36 % de fer et 40-48 % de SiO2.
4
2
Seishin (Corée) Mitsubishi Shoji Kaisha 3,6 60 4 x 300 Magnétite contenant 55-60 % de fer, ou limonite contenant 46-52 % de fer. Quatre fours en 1958, six en 1963.
2 Kuji (Japon) Kawasaki Dockyard 3,6 60 2 x 300 1967[12] Minerai contenant 34-35 % de fer et 5-8 % de TiO2.
4 Ōeyama (Japon) Nihon Yakin KK 3,6 70 500-600 1940-1942 1945 Minerai de fer contenant du nickel.
2[14] Ōeyama (Japon) Nihon Yakin Kogyo 3,6 70 500-600 1952[15] en service (2014)[16] Minerai latéritique de nickel de Nouvelle-Calédonie. Le procédé original a été fortement modifié et les luppen contiennent 18-22 % de nickel[15].
1
1
Avilés (Espagne) 3,6
4,2
60
90[note 3]
250-275
NC
1954
vers 1960
Minerai contenant 30-40 % de fer (hématite) et 20-30 % de SiO2.
1 Larymna (Grèce) Hellenic Company of Chemical Products & Fertilizers Ltd. 4,2 90 400 1956 Minerai contenant 35 % de fer et 1,5-1,75 % de Ni, les luppen contiennent 4 % de nickel.
6 Essen-Borbeck F. Krupp 4,6 110 4 200 1959 Mélange à 35 % de fer constitué de minerais importés et de crasses limonitiques.
2 Unterwellenborn VEB Maxhütte Unterwellenborn (de) 3,6 60 Chamosite et limonite siliceuse contenant 22 % de fer et 17 % de SiO2. Pas de four identifié en 1958, données de 1963.

En 1958, une usine complète construite par Krupp, et d'une capacité de 420 000 t annuelles de minerai de fer préréduit (soit deux gros fours), est estimée 90 millions de Deutsche Mark[11]. L'usine construite en 1956-1957 à Salzgitter-Watenstedt, bien intégrée dans un site sidérurgique existant, n'avait cependant coûté que 33 millions de Deutsche Mark[9].

Disparition[modifier | modifier le code]

Après la seconde guerre mondiale, toutes les installations en Allemagne, en Chine et en Corée sont démantelées, la plupart pour être remontées en Union Soviétique. Seules les installations tchécoslovaques et japonaises demeurent intactes. Dans les années 1950, Krupp reconstruit en Allemagne, en Espagne et en Grèce de gros fours. Ceux-ci fonctionnent une dizaine d’années avant d'être arrêtés, victimes du faible coût des ferrailles et du minerai importé[note 4]. Le procédé disparaît alors d'Allemagne[12].

Au Japon, les fours évoluent eux aussi vers des outils de plus en plus gros. Mais là aussi, l'épuisement des gisements locaux de sables ferrugineux, combiné au faible coût des ferrailles et des minerais importés, amène à la disparition progressive du procédé. Pour autant, les japonais améliorent régulièrement le procédé, qui évolue sous d'autres appellations, et sur des productions spécialisées, comme les ferroalliages[12] (au moins 7 fours rotatifs spécialisés dans la fabrication de ferronickel sont opérationnels en 2004 au Japon[17]).

Évolutions[modifier | modifier le code]

Le procédé Krupp-CODIR, développé dans les années 1970, reprend les principes généraux du Krupp-Renn avec[10] :

  • l’addition d’additifs correcteurs basiques (généralement du calcaire ou de la dolomie) mélangés avec le minerai. Le procédé devient alors capable de retirer le soufre apporté par le charbon, bien que la thermolyse de ces additifs est très endothermique ;
  • la capacité de couper l’injection de charbon pulvérisé et de fonctionner uniquement avec le charbon mélangé avec le minerai. Une injection d’air en partie inférieure du four apporte l’oxygène nécessaire à la combustion ;
  • une réduction à une plus basse température, typiquement entre 950 et 1 050 °C, qui permet d’économiser du combustible.

En Asie du Sud-Est, où le procédé Krupp-Renn a connu un certain succès dans les années 1930, d'autres variantes ont été développées. Au Japon, la Kawasaki Steel Corporation met en service dans ses usines de Chiba Works (1968) et Mizushima Works (1975), un four de réduction directe de type Krupp-Renn, donc la caractéristique la plus visible consiste en une unité de bouletage des sous-produits sidérurgiques du site (boues et poussières issues de l'épuration des gaz de convertisseur et de haut fourneau). Le procédé Kawasaki intègre également d'autres évolutions, comme la combustion de pétrole au lieu de charbon pulvérisé[note 5], un fonctionnement à une plus basse température, l'utilisation de poudre de coke au lieu du charbon en mélange avec le minerai[18]

Quasiment identique au procédé Kawasaki (il dispose d'une unité de bouletage plus élaborée), le procédé Koho, développé par le sidérurgiste japonais Kogyo Kabushiti Kaisha, a été adopté par Nippon Steel, qui a démarré une installation de ce type en 1971 aux Muroran Works[18].

Enfin, il existe beaucoup de procédés de réduction directe postérieurs au Krupp-Renn, et fondés sur un four tubulaire rotatif. S’ils ne revendiquent pas d’affiliation avec lui, il reste cependant que, en démontrant la viabilité technique et économique du principe, le procédé Krupp-Renn a eu une importance historique en tant que précurseur de la réduction directe au charbon. La renaissance de ces procédés depuis 2005, remarquable dans un secteur aussi complexe que la sidérurgie, justifie la pertinence de la technologie.

On peut donc relever une particularité historique de la technologie Krupp-Renn : développée en Allemagne, elle a connu un succès remarquable dans l'est asiatique, où elle a continué d'évoluer alors qu'elle périclitait en Allemagne[12]. Pendant la guerre froide, les Tchécoslovaques font la promotion de ce procédé qu'ils améliorent et adoptent largement en construisant 16 fours[6].

Utilisation dans la production de ferronickel[modifier | modifier le code]

photo en hauteur de 3 fours tubulaires
Fours tournants de la fonderie de nickel de St. Egidien, RDA, en 1982.

La filiation technique entre le Krupp-Renn et les procédés japonais de production de ferronickel est souvent évoquée[12]. Au début du XXIe siècle, le traitement du minerai de nickel fait massivement appel à de grands tambours (5 m de diamètre et 100 m, voire 185 m de long) de réduction directe : presque tous les minerais de nickel à base de saprolite, une variété de latérite pauvre en fer, sont traités par ce procédé pour produire du ferronickel[19] :

« Les fours rotatifs pour le séchage et la calcination des minerais latéritiques sont des outils essentiels à une production efficiente de ferronickel. Des procédés [à base de fours] statiques ont été essayés, mais avec des succès limités.
La plupart des producteurs de ferronickel investissent dans des fours rotatifs. [En 2011], un seul producteur installe des fours à cuve statique[19]. »

— F. Krundwell, M. Moats, V. Ramachandran, T. Robinson et W. Davenport, Extractive Metallurgy of Nickel, Cobalt and Platinum Group Metals, p. 63

Le tambour est utilisé pour produire une poudre sèche de concentré de minerai de nickel contenant 1,5 à 3 % de nickel qui, sortant de 800 à 900 °C du tambour, est immédiatement fondue dans des fours à arc électriques. Un quart du nickel y est sous la forme métallique, le reste est encore oxydé. Le fer, qui représente 15 % du poids de cette poudre, n'est réduit en métal qu'à hauteur de 5 %, 95 % étant du FeO. Enfin, on y trouve 40 % de SiO2, 25 % de MgO, 2 % de charbon imbrûlé (qui servira de combustible lors de l'étape ultérieure de fusion au four électrique) et 1 % d’Al2O3. On se contente donc d'y effecteur une réduction partielle. En effet, au-delà de 900 °C, le nickel et le fer se combinent avec la silice et forment des silicates peu réactifs[19].

Fours de séchage et calcination de minerai de nickel (liste non exhaustive)[19],[6]
Nombre de fours Emplacement Propriétaire Diamètre interne (m) Longueur (m) Capacité (tminerai/j) Date mise en service Date d’arrêt Remarques
2 Brésil Codermin 3,6 70 40 Fioul ; poussières = 20 % de la charge
2 Colombie Cerro Matoso 6,1 185
135
165 Gaz naturel ; poussières = 12 % de la charge
Gaz naturel, poussières = 22 % de la charge
2 Indonésie PT antam 4
4,2
90 32
35
Charbon pulvérisé ; poussières = 8 % de la charge
2 Hyūga Hyuga Nickel Co[14]
3 Pacific Metal Co[14]
2
1
St. Egidien VEB St. Egidien 4,2 90 Déc. 1960[20]
1974[21]
1990 Prévus pour le traitement de silicates de nickel hydratés[22]. 4 fours initialement prévus, le 3e a été ajouté vers 1974[21]. Minerai contenant 11 % de fer et 0,84 % de nickel, les luppen contiennent 5,8 % de nickel.

Notes et références[modifier | modifier le code]

Notes[modifier | modifier le code]

  1. Le soufre a une forte affinité pour le fer. Or il est également un élément d’alliage indésirable, qui fragilise le fer à chaud comme à froid. Son élimination ne peut se faire qu’en milieu fortement basique (donc en présence de chaux, sinon de magnésie), alors que l’intérêt du procédé Krupp-Renn réside dans son aptitude à traiter des minerais acides.
  2. Un article du Der Spiegel reporte cependant une utilisation d'installations de réduction directe dès 1937 sur ce site, par la Reichswerke Hermann Göring[9].
  3. En 1958, un rapport de la CECA évoque un four de diamètre 3,6 m et de longueur 60 m, plus un autre en projet de 4,2 m x 70 m[11]. En 1963, le rapport de l'UNIDO recense deux fours en service : 3,6 m x 40 m et 4,2 m x 90 m[6].
  4. En 1962, le minerai importé de la mine de Kiruna (nord de la Suède) titre 63,69 points de fer contre 53,80 points pour le minerai de la Ruhr. De 1959 à 1960, les importations de minerai en Allemagne passent de 20 à 33,7 millions de tonnes annuelles[9].
  5. Les hydrocarbures, quoique plus coûteux, sont plus faciles à brûler et enrichissent le gaz réducteur en hydrogène[10].

Références[modifier | modifier le code]

  1. (en) Alexander Lyman Holley, Siemens' direct process of making wrought iron from ore, in a rotating gas furnace, , 21 p.
  2. (en) William Henry Greenwood, Steel and Iron : Comprising the practice and theory of the several methods pursued in their manufacture, and of their treatment in the rolling mills, the forge, and the foundry, , 546 p. (ISBN 1110386451, lire en ligne), p. 213-217
  3. [PDF] Jacques Corbion (préf. Yvon Lamy), Le savoir… fer — Glossaire du haut-fourneau : Le langage… (savoureux, parfois) des hommes du fer et de la zone fonte, du mineur au… cokier d'hier et d'aujourd'hui, 5, [détail des éditions] (lire en ligne), Procédé Basset
  4. (de) Paul Funke, « Friedrich Johannsen », Jahrbuch der Braunschweigischen Wissenschaftlichen Gesellschaft,‎ , p. 253-254 (lire en ligne)
  5. a et b (en) E. N. Iarkho, The Great Soviet Encyclopedia, 1970-1979, 3e éd. (lire en ligne), « Krupp-Renn Process »
  6. a b c d et e (en) J. Mach et B. Verner, « Czechoslovak Experience with the Krupp-Renn Process », UNIDO,
  7. a b et c [PDF] (en) Feasability of the Krupp-Renn process for treating lean iron ores of the Mesabi Range, U.S. Department of Commerce, (lire en ligne), p. 4-5
  8. a b c d e f g et h [PDF] (en) W. H. Voskuil et H. E. Risser, Economics Aspects of Direct Reduction of Iron Ore in Illinois, Urbana (Illinois), Division of the Illinois Geological Survey, (lire en ligne)
  9. a b c d et e (de) « Gesang der Erzengel », Der Spiegel, no 29,‎ , p. 31-32 (lire en ligne)
  10. a b c d e f g h i j k l et m [PDF] (en) « Process technology followed for sponge iron », Environment Compliance Assistance Centre (ECAC)
  11. a b c d e f g et h [PDF] Kegel, Henkel, Decker, Gouzou, Jacques Astier, Palazzi et Van Langen, Procédé de réduction directe des minerais de fer, Communauté Européenne du Charbon et de l'Acier, , 130 p. (lire en ligne)
  12. a b c d e et f (en) Akira Kudo, Japanese-German Business Relations: Co-operation and Rivalry in the Interwar (lire en ligne), p. 89-108
  13. Kudo, Japanese-German Business Relations, p. 93
  14. a b et c [PDF](en) Ashok D. Dalvi, W. Gordon Bacon et Robert C. Osborne, The Past and the Future of Nickel Laterites, Inco Limited, (lire en ligne)
  15. a et b (en) Haruo Arai, « Ferro-Nickel Smelting at Oheyama Nickel Co., Ltd », Journal of the Mining and Metallurgical Institute of Japan, vol. 97,‎ , p. 792-795 (DOI 10.2473/shigentosozai1953.97.1122_792, lire en ligne)
  16. [PDF]}(en) Elisabeth Torsner, « Nickel and nickel alloys in stainless steel melting »,
  17. [PDF] (en) Ashok D. Dalvi, W. Gordon Bacon et Robert C. Osborne, The Past and the Future of Nickel Laterites, Inco Limited, (lire en ligne)
  18. a et b (en) Amit Chatterjee, Sponge Iron Production By Direct Reduction Of Iron Oxide, PHI Learning Private Limited, (ISBN 978-81-203-3644-5, lire en ligne), p. 123-125
  19. a b c et d (en) Frank K. Krundwell, Michael S. Moats, Venkoba Ramachandran, Timothy G. Robinson et William G. Davenport, Extractive Metallurgy of Nickel, Cobalt and Platinum Group Metals, Elsevier, , 610 p. (ISBN 978-0-08-096809-4), p. 51-53 ; 59 ; 62-64
  20. (en) « History of St. Egidien » (consulté le 24 mars 2019)
  21. a et b (de) « Zum Nickelsilikaterzbergbau bei Callenberg » (consulté le 27 mars 2019)
  22. (en) « The history of St. Egidien »

Articles connexes[modifier | modifier le code]