Voir la source de Fusion flash

[[image:Flash smelting (Outokumpu furnace).svg|vignette|upright=1|lang=fr|Schéma du four flash d'Outokumpu..|alt=Schéma de principe]]

La '''fusion flash''' est un procédé d'extraction [[Pyrométallurgie|pyrométallurgique]] de métaux non ferreux, consistant à simultanément [[Réaction d'oxydoréduction|oxyder]] et [[Fusion des métaux|fondre les métaux]] contenus dans un [[Minerai (roche)|minerai]] [[Sulfure (minéral)|sulfureux]], comme la [[chalcopyrite]]. Le procédé a été inventé par l'entreprise [[Finlande|finlandaise]] [[Outokumpu (entreprise)|Outokumpu]] et utilisé à partir de 1949 pour l'[[extraction du cuivre]]. Le procédé a été depuis adapté à l'extraction du [[nickel]] et du [[plomb]]. Au début du {{s-|XXI}}, la fusion flash intervient dans 50 % de la production mondiale de cuivre, 30 % de la production de nickel<ref name=OutokumpuFlash>{{pdf}}{{lien web |langue= en
 |titre= Outokumpu Flash Smelting
 |url= https://web.archive.org/web/20110724043222/http://www.outokumpu.com/files/Technology/Documents/Newlogobrochures/FlashSmelting.pdf
 |éditeur= [[Outokumpu (entreprise)|Outokumpu]]}}</ref> et 10 % de la production de plomb<ref name=treatise/>.

== Histoire ==
=== Fin du {{s-|XIX}} : premiers essais ===
[[image:Hollway converting furnace.png|vignette|upright=1.2|Four convertisseur proposé par John Hollway en 1879 pour fondre les pyrites en matte de cuivre. Le convertisseur utilisé est de type vertical, un [[Procédé Bessemer#Invention du procédé par Bessemer|modèle primitif inventé par Bessemer]] et abandonné au profit de la forme en [[Cornue (industrie)|cornue]].|alt=schéma de principe du four de Hollway]]

{{article détaillé|John Hollway}}

L'idée d'oxyder le [[soufre]] contenu dans les minerais [[Sulfure (minéral)|sulfureux]] de cuivre est ancienne. Dans les années 1870, le [[Métallurgie|métallurgiste]] anglais [[John Hollway]] expérimente la [[Fusion des métaux|fusion]] et l'[[affinage des métaux|affinage]] du [[cuivre]] au moyen d'un [[convertisseur (sidérurgie)|convertisseur]] inspiré du [[procédé Bessemer]]. Il propose le [[Sulfure de fer(II)|sulfure de fer]] comme combustible, son oxydation générant du [[Dioxyde de soufre|{{formule chimique|SO|2}}]] et un laitier de [[Oxyde de fer(II)|FeO]]. L'oxydation n'est cependant pas complète : Hollway prend garde de toujours disposer d'un excès de soufre dans le bain, afin d'éviter l'oxydation du cuivre, mais aussi des [[Métal précieux|métaux plus précieux]], comme le [[nickel]], l'[[argent]] ou l'[[or]]<ref name=US234129>{{lien web |langue= en
 |titre= Production of sulphur, copper matte, etc. from pyrites (patent US 234129 A)
 |prénom= John |nom= Hollway |lien auteur1= John Hollway
 |url= http://www.google.com/patents/US234129}}</ref>.

Hollway envisage donc la production d'une [[matte (métallurgie)|matte]] blanche, c'est-à-dire un mélange de cuivre et de soufre. Il n'envisage pas de pousser l'affinage au-delà, en retirant tout le soufre<ref name=IM>{{article
 |périodique= Bulletin de la Société de l'Industrie Minérale
 |série= 3 |tome= XV
 |année= 1920
 |titre= Métallurgie : bessemérisation du cuivre
 |passage= 560-573
 |lire en ligne= https://archive.org/details/bulletin28fragoog}}</ref>. Il entame alors une série d'expérimentations poussées dans le milieu des années 1870 à [[Penistone]], en [[Angleterre]]<ref name=JOM>{{article |langue= en
 |périodique= JOM
 |éditeur= The Mineral, Metals & Materials Society (TMS)
 |prénom= Larry M. |nom= Southwick
 |titre= William Peirce and E.A. Cappelen Smith and Their Amazing Copper Converting Machine
 |lire en ligne= https://www.academia.edu/9465719/William_Peirce_and_E.A._Cappelen_Smith_and_their_amazing_copper_converting_machine
 |volume=60 |numéro= 10
 |année= 2008}}</ref>, qui font de lui le pionnier des tentatives de fusion et d'affinage des [[Chalcopyrite|pyrites cuivreuses]] en une seule étape<ref>{{Ouvrage |langue=en |prénom1=Edward Dyer |nom1=Peters |titre=Modern copper smelting |éditeur=The Engineering and Mining Journal |année=1905 |numéro d'édition=7 |pages totales= |passage=528 |lire en ligne=https://archive.org/details/moderncoppersmel00pete}}</ref>. Malgré sa persévérance, Hollway échoue à mettre au point un procédé industriellement utilisable :

{{début citation}}En cette année [1878], Hollway suggéra et expérimenta le principe qu'il avait relevé, posant les bases de l'affinage des pyrites et de leur conversion actuelle. L'air était soufflé au travers de pyrites de [[Mine de Rio Tinto|Rio Tinto]] dans un convertisseur Bessemer ordinaire, et l'expérience fut un succès remarquable. Mais l'appareil était cependant inadapté, et le procédé fonctionnait de manière très intermittente, et de grandes quantités de laitier était produites, qui devaient être vidangé régulièrement, pendant que la position des tuyères de ce convertisseur s'avérait insatisfaisante. […]

Dans la forme finale de l'appareil de Hollway pour la fusion des pyrites, du minerai au métal, une introduction de fondant [[Dioxyde de silicium|siliceux]] pour l'oxyde de fer, combinée avec l'utilisation d'un réfractaire basique, avait pour but de résoudre des difficultés liées à l'attaque du revêtement réfractaire siliceux<ref name=Levy>{{Ouvrage |langue=en |prénom1=Donald M. |nom1=Levy |titre=Modern copper smelting |éditeur=C. Griffin & company, limited |année=1912 |pages totales= |passage=192-193 |lire en ligne=https://archive.org/details/moderncoppersmel00levyrich}}</ref>.{{fin citation|Donald M. Levy|Modern copper smelting}}

Cependant, ne cachant rien de ses échecs, et publiant des brevets sans lendemain{{Note|texte=Brevets anglais {{n°|1131}} du 21 mars 1878, {{n°|4549}} du 9 novembre 1878{{etc.}}<ref name=US234129/>.|group=note}}, Hollway communique de manière détaillée ses essais et leurs résultats. Ainsi, lorsque [[Pierre Manhès]] et [[Paul David (métallurgiste)|Paul David]] mettent au point le [[procédé Manhès-David]], leur invention bénéficie immédiatement de l'expérience constituée par les essais de Hollway. Mais leur procédé se limite à l'affinage pneumatique d'une matte préalablement fondue<ref name=JOM/>.

=== Première moitié du {{s-|XX}} : recherches ponctuelles ===

En 1898, le métallurgiste américain Edward Dyer Peters calcule que 60 % du coût de production du cuivre correspond à la consommation de combustible. Et il n'échappe alors à aucun métallurgiste que ce combustible sert à ôter le fer et le soufre combinés avec le cuivre. Or ces éléments pourraient être eux-mêmes des combustibles utiles. En particulier, le [[Grillage (métallurgie)|grillage]] des minerais est une opération de désulfuration coûteuse en combustible<ref name=ConstraintsIngenuity>{{lien web |langue= en |format= pdf
 |prénom1= Janne M. |nom1= Korhonen
 |prénom2= Liisa |nom2= Välikangas
 |url= https://noppa.aalto.fi/noppa/kurssi/21e00031/lisatty12356/21E00031_korhonen_valikangas_constraints_and_ingenuity.pdf
 |titre= Constraints and Ingenuity: The Case of Outokumpu and the Development of Flash Smelting in the Copper Industry}}</ref>.

L'utilisation d'un [[haut fourneau]] pour la fusion des pyrites en cuivre est testée dès 1878. Le [[Coke (charbon)|coke]] amorce la combustion du soufre contenu dans le minerai. Grâce à l'excellent rendement du haut fourneau{{Note|texte=Pour comparaison, au début du {{s-|XX}}, le rendement thermique d'un haut fourneau atteint 70 %, contre 25 % sur les [[four à réverbère|fours à réverbère]] équipés de régénérateurs tels que ceux utilisés pour le [[procédé Martin-Siemens]]<ref>{{Ouvrage |langue=en |prénom1=Thomas |nom1=Turner |lien auteur1=Thomas Turner |directeur1=Sir William Chandler Roberts-Austen |titre=The Metallurgy of Iron : By Thomas Turner… |sous-titre=Being one of a series of treatises on metallurgy written by associates of the Royal school of mines |éditeur=C. Griffin & company, limited |collection=Griffin's metallurgical series |année=1908 |numéro d'édition=3 |pages totales=463 |passage=384 |isbn=1-177-69287-2 |isbn2=978-1177692878 |lire en ligne=https://archive.org/details/metallurgyofiron00turnrich}}</ref>.|group=note}}, une réduction de 40 % des dépenses en combustible est envisageable. De plus, il devient possible d'éviter les étapes de broyage et de grillage du minerai, qui comptent alors entre 17 % et 50 % du coût de transformation du minerai en cuivre. Mais la fusion au haut fourneau a aussi ses inconvénients. Le four n'est efficace qu'avec des minerais suffisamment riches, et de nature rocheuse ; or les gisements de ce type sont quasiment tous épuisés dans les années 1930. Ces fours sont également difficiles à conduire et produisent une matte de qualité médiocre<ref name=ConstraintsIngenuity/>{{,}}{{Note|texte=Outre le grand nombre de réactions physico-chimiques simultanées qui sont caractéristiques du haut fourneau, il faut noter que le haut fourneau est, fondamentalement, un four de réduction-fusion et qui est délicat d'en faire un four d'oxydation-fusion. La combustion du coke produit du [[monoxyde de carbone]], un gaz très réducteur, alors que l'objectif est d'oxyder au maximum le soufre et le fer pour économiser le combustible.|group=note}}.

L'utilisation d'un [[four à réverbère]] permet aussi la fusion et l'affinage simultanés des pyrites. En 1878, le métallurgiste américain Henry L. Bridgman en [[Brevet|brevette]] le principe<ref>{{lien web |langue= en
 |titre= Process of reducing ores (patent US 578912 A)
 |prénom= Henry L. |nom= Bridgman
 |url= https://www.google.com/patents/US578912}}</ref>. Il propose d'oxyder un minerai sulfureux finement pulvérisé. Bien que les procédés d'enrichissement qui commencent à se développer, comme la [[flottation par moussage]], facilitent la production d'un tel minerai, l'idée n'est pas concrétisée. En outre, le mauvais rendement des fours à réverbères fait que l'ensemble du procédé ne permet qu'une réduction de 5 % des besoins en combustible<ref name=ConstraintsIngenuity/>. En 1915, des chercheurs de l'''[[Anaconda Copper]]'' brevettent l'utilisation d'un régénérateur [[Carl Wilhelm Siemens|Siemens]] pour en améliorer le rendement thermique<ref>{{lien web |langue= en
 |titre= Process of smelting ores (patent US 1164653 A)
 |prénom1= John H. |nom1= Klepinger
 |prénom2= Milo W. |nom2= Krejci
 |prénom3= Charles R. |nom3= Kuzell
 |url= https://www.google.com/patents/US1164653}}</ref>. Mais rien ne permet d'établir que leur invention, comme celle, similaire, brevetée en 1932 par Horace Freeman<ref>{{lien web |langue= en
 |titre= Process of smelting finely divided sulphide ores (patent US 1888164 A)
 |prénom1= Horace |nom1= Freeman
 |url= https://www.google.com/patents/US1888164}}</ref> ait été concrétisée<ref name=ConstraintsIngenuity/>.

À l'opposé de ces brevets, certains chercheurs tenant la théorie de l'oxydation des pyrites comme acquise, se concentrent sur la réalisation pratique. Dans les années 1930, Frederick Laist and J. P. Cooper, toujours de l'''Anaconda Copper'', prouvent que récupérer la chaleur dégagée par l'oxydation des pyrites lors de leur [[grillage sur sole tournante]] peut économiser jusqu'à 60 % du combustible nécessaire à l'opération. En 1935, en [[Union des républiques socialistes soviétiques|Union Soviétique]], un four similaire est évalué puis abandonné à cause de la mauvaise tenue des réfractaires et du colmatage du four par les particules fondues. En 1937, la ''Société française des mines de [[Bor (Serbie)|Bor]]'' essaie un four-cuve vertical, mais abandonne face aux difficultés techniques, et surtout à cause de la [[Seconde Guerre mondiale]]<ref name=ConstraintsIngenuity/>.

Enfin, en 1936, Telfer E. Norman, un métallurgiste travaillant pour le compte d'[[Inco]], publie une revue d'ensemble sur la problématique de la fusion des pyrites sans combustible. Il démontre que la chaleur dégagée par l'oxydation des pyrites ne peut pas suffire à la fusion : trop de chaleur est consommée par le réchauffage de l'[[azote]] de l'air utilisé pour oxyder les pyrites. Par contre, dans une atmosphère contenant plus de 40 % d'oxygène, la fusion d'un minerai sulfureux très concentré devient théoriquement possible. Comme, à cette époque, les techniques [[cryogénie|cryogéniques]] de production d'oxygène pur sont devenues tout à fait envisageables pour des applications industrielles, il n'existe aucun blocage théorique ou technologique pour la mise au point d'un procédé de fusion autogène des pryrites<ref name=ConstraintsIngenuity/> :

{{début citation}}À condition qu'un four adapté puisse être mis au point et s'avère être un outil [industriellement] satisfaisant, le paramètre qui devient le plus important serait les coûts relatifs du combustible et de l'oxygène<ref>{{Ouvrage |langue=en |prénom1=Joseph |nom1=Newton |prénom2=Curtis L. |nom2=Wilson |titre=Metallurgy of Copper |éditeur=[[John Wiley & Sons]] |année=1942 |mois=juin |pages totales= |passage=161 |lire en ligne=https://archive.org/details/metallurgyofcopp030250mbp}}</ref>.{{fin citation|J. Newton & C. L. Wilson|Metallurgy of Copper}}

L'arrivée de la [[Seconde Guerre mondiale]] suspendra pourtant toutes les recherches.

=== Années 1950 : mise au point du procédé ===
==== Outokumpu ====
{{article général|position=section|Outokumpu (entreprise)}}

En 1936, une petite entreprise [[Finlande|finlandaise]], [[Outokumpu (entreprise)|Outokumpu]], fondée en 1914 près de la [[Outokumpu (ville)|ville éponyme]] pour exploiter un gisement de cuivre local, met en service un [[four à arc électrique]] pour la fusion du minerai en [[Matte (métallurgie)|matte]]. Ce four est alors le plus gros du monde pour cet usage. Mais, en 1944, l'[[Armistice de Moscou]] amène à l'annexion par l'Union Soviétique de la [[Carélie (région)|Carélie]], et donc des deux [[barrage]]s hydroélectriques de [[Svetogorsk|Enso-Vallinkoski]] et de {{Lien |fr=Lesogorsk |lang=ru |trad=Лесогорск (Иркутская область) |texte=Lesogorsk/Rouhiala}}, privant du même coup la Finlande du tiers de sa capacité de production d'électricité. Cet événement, combiné avec la [[démobilisation]] et le paiement des [[Indemnité de guerre|indemnités de guerre]] (61 % des exportations du pays en 1945), met sous pression l'industrie finlandaise. Alors que l'entreprise Outokumpu consomme 3 % de l'électricité du pays, le prix de cette énergie quintuple entre 1946 et 1948<ref name=ConstraintsIngenuity/>.

Mais, dès 1945, anticipant la forte contrainte qui s'esquisse sur cette source d'énergie, l'entreprise se lance dans l'étude au développement d'un procédé plus économe en énergie. En seulement trois mois, l'équipe de quatre ingénieurs missionnée pour résoudre le problème propose une alternative. Ses calculs montrent qu'en oxydant le minerai concentré avec de l'air, puis en récupérant la chaleur des fumées afin de préchauffer l'air oxydant, il devient possible de réaliser la fusion presque sans apport de combustible. En {{date-|février 1947}}, soit moins de deux ans après le début des études, l'ancêtre des fours de fusion flash est opérationnel. Un modèle industriel est construit à partir de septembre{{Note|texte=Ce four a coûté {{unité|30|millions de [[Dollar américain|Dollars américains]]}} de 2010, soit 12 % des revenus d'Outokumpu<ref name=ConstraintsIngenuity/>.|group=note}}, qui est fonctionne trois mois après. En 1949, le procédé est opérationnel dans l'usine de [[Harjavalta]], même si le four électrique d'avant-guerre assure encore un tiers de la production d'Outokumpu jusqu'en 1953<ref name=ConstraintsIngenuity/>.

==== Inco ====
{{article général|position=section|Inco}}

Au lendemain de la Seconde Guerre mondiale, le géant mondial du [[nickel]], le canadien [[Inco]]{{Note|texte=En 1945, Inco réalise un [[chiffre d'affaires]] de {{unité|1480|millions de [[Dollar américain|Dollars américains]]}} de 2010, avec {{unité|1480|millions}} de bénéfice. La même année, le chiffre d'affaires d'Outokumpu atteint {{unité|105.3|millions de [[Dollar américain|Dollars américains]]}} de 2010, avec {{unité|15.3|millions}} de bénéfice. Inco fourni alors 90 % du marché [[occident]]al du nickel, Outokumpu, 1 à 2 % du marché occidental du cuivre<ref name=ConstraintsIngenuity/>.|group=note}} reprend les recherches là où Norman les avait arrêtées. Disposant d'électricité en abondance grâce à l'exploitation des [[Chutes du Niagara]], et s'associant avec le français [[Air liquide]], plus petit mais plus agressif{{Note|texte=L'oxygène vendu par Air Liquide s'avère finalement coûter la moitié du charbon que consommerait un [[four à réverbère]] de capacité identique<ref name=OxygenCopperCliff>{{article |langue= en
 |périodique= The Minerals, Metals & Materials Society
 |prénom1= Paul E. |nom1= Queneau
 |prénom2= Samuel W. |nom2= Marcuson
 |titre= Oxygen Pyrometallurgy at Copper Cliff—A Half Century of Progress
 |année= 1996
 |url= http://www.tms.org/pubs/journals/JOM/9601/Queneau-9601.html#ToC2}}</ref>.|group=note}} que son concurrent [[Linde AG|Linde]], Inco reprend le développement d'un four de fusion flash utilisant un enrichissement en oxygène. Le [[prototype]] démarre en {{date-|janvier 1947}} (donc un mois avant celui d'Outokumpu), le premier modèle industriel n'étant opérationnel que le {{date-|2|janvier|1952}}<ref name=ConstraintsIngenuity/>. Comme son équivalent d'Outokumpu, il s'agit d'une évolution directe du [[four à réverbère]]<ref name=OxygenCopperCliff/>.

Bien que le four flash d'Inco ne se soucie pas d'économiser l'énergie comme celui d'Outokumpu, il s'avère thermiquement plus efficace. En effet, les [[Échangeur de chaleur|échangeurs de chaleur]] choisis par Outokumpu sont moins perfectionnés que les [[cryogénie|technologies cryogéniques]] utilisées par Inco. Ils sont aussi sont plus fragiles et d'un moins bon rendement<ref name=ConstraintsIngenuity/>.

L'absence d'azote dans l'air de combustion génère des fumées très riches en {{formule chimique|SO|2}} (environ 50 %), ce qui simplifie considérablement leur traitement. Ainsi, en 1952, le premier four industriel d'Inco est associé à une unité de traitement de taille standard, alors qu'elle retire dix fois plus de soufre que n'importe quelle autre unité équivalente dans le monde<ref name=OxygenCopperCliff/>.

== Fours flash ==

[[image:Evolution copper smelting.svg|vignette|upright=1.3|lang=fr|Évolution des procédés utilisés dans la [[Extraction du cuivre|métallurgie extractive du cuivre]], par rapport au nombre de fonderies les utilisant dans le monde.|alt=graphe temporel des parts de divers procédés]]

=== Four flash d'Outokumpu ===

Bien que moins efficace que celui d'Inco, le four d'Outokumpu s'est imposé à ses détriments. En effet, l'entreprise finlandaise a adopté une stratégie de vente de ses brevets et d'exportation de son [[savoir-faire]] qui a permis la diffusion rapide de sa technologie. À l'inverse, Inco n'a utilisé la fusion flash que pour maintenir son quasi-[[monopole]] sur la production du nickel<ref name=ConstraintsIngenuity/>.

Le four d'Outokumpu est constitué d'un cylindre vertical, le réacteur, au sommet duquel pénètrent le minerai concentré sec et pulvérisé, et l'air, éventuellement mélangé avec de l'oxygène, du combustible ou d'un [[Fondant (chimie)|fondant]] [[Dioxyde de silicium|siliceux]]. Porté instantanément à haute température, le concentré s'oxyde et fond au cours de sa chute dans le réacteur. Il arrive alors dans la chambre de décantation, ou ''{{langue|en|settler}}'', où se séparent la matte et le [[laitier (métallurgie)|laitier]]. Les fumées s'échappent de l'autre extrémité de la chambre par un [[wikt:carnau|carnau]] vertical, l'''{{langue|en|uptake}}'', qui les amènent vers un récupérateur de chaleur. À Harjavalta, un concentré à 23 % de cuivre donne ainsi une matte à 64 % de cuivre et des fumées entre 11 et 14 % de {{formule chimique|SO|2}}. En 1996, le plus grand four flash de ce type, à [[San Manuel (Arizona)|San Manuel]], produisait {{unité|1.2|Mtonnes/an}} de matte et aurait même pu atteindre {{unité|2|Mtonnes/an}} avec quelques modifications. Comparé à un four à réverbère, la production est 4 fois plus élevée à surface égale, et la consommation en énergie est divisée par 2<ref name=BlazyJdidPyro>{{chapitre |langue=fr
 |prénom1= Pierre |nom1= Blazy
 |prénom2= El-Aid |nom2= Jdid
 |titre chapitre= Pyrométallurgie et électroraffinage du cuivre - Pyrométallurgie
 |titre ouvrage= Techniques de l'ingénieur
 |éditeur= [[Éditions techniques de l'ingénieur]]
 |lire en ligne= //www.techniques-ingenieur.fr/base-documentaire/materiaux-th11/metallurgie-extractive-et-recyclage-des-metaux-de-transition-42369210/pyrometallurgie-et-electroraffinage-du-cuivre-m2241/pyrometallurgie-m2241niv10001.html}}</ref>.

À l'origine, le préchauffage de l'air à une température de {{tmp|200|800|°C}} permettait d'atteindre un fonctionnement autogène<ref name=BREF>{{pdf}}{{Ouvrage
 |titre         = Document de référence sur les meilleures techniques disponibles
 |sous-titre    = Industrie des métaux non ferreux
 |éditeur       = Direction régionale de l'environnement, de l'aménagement et du logement
 |année         = 2001
 |mois          = décembre
 |pages totales = 778
 |passage       = 100-102
 |isbn          = 
 |lire en ligne = http://ied.ineris.fr/sites/default/files/files/nfm_bref_1201_VF_0.pdf
}}</ref>. En 1971, Outokumpu adopte l'enrichissement en oxygène dans son usine d'Harjavalta<ref name=OutokumpuFlash/>. Cette amélioration amène le four d'Outokumpu au même niveau d'efficacité énergétique que celui d'Inco<ref name=ConstraintsIngenuity/>. Au début du {{s-|XXI}}, l'enrichissement en oxygène, à des teneurs comprises entre 30 et 90 %, a quasiment partout remplacé la récupération de chaleur<ref name=BREF/>.

En 1978, le four flash de [[Głogów]], en [[Pologne]] parvient pour la première fois à réaliser une fusion flash suffisamment oxydante pour produire du ''[[wikt:blister|blister]]'', c'est-à-dire un cuivre impur, au lieu de matte : l'étape [[affinage des métaux|affinage]] de la matte, réalisée par le [[procédé Manhès-David]] dans un [[convertisseur Peirce-Smith]], devient alors inutile. En 1988, la fonderie d'[[Olympic Dam]], en Australie, adopte également ce procédé. Au début du {{s-|XXI}}, la fusion flash du minerai en blister n'est opérationnelle que dans ces deux usines<ref name=OutokumpuFlash/>.

Ce four a été également employé pour la production de [[plomb]] et valoriser les déchets de [[jarosite]]<ref name=BREF/>. Un de ses inconvénients principaux est son incapacité à fondre des déchets cuivreux<ref group=E name=p87>{{p.|87}}</ref>.

Au début du {{s-|XXI}}, un four gros flash d'Outokumpu mesure typiquement, à l'intérieur, {{unité|20|m}} de long, {{unité|7|m}} de large et {{unité|2|m}} de haut. Son intérieur est tapissé de briques [[matériau réfractaire|réfractaires]] en [[magnésite]]-[[chrome]], refroidies par {{lien|water jacket}}. Un tel four transforme quotidiennement {{unité|3000|tonnes}} de concentrés en {{unité|1500|tonnes}} de matte et autant de laitier, en utilisant un air enrichi à 50-80% d'oxygène. Il peut produire pendant plus de 8 ans sans réparation majeure de son revêtement interne réfractaire<ref group=E>{{p.|74-75 ; 78-79 ; 82}}</ref>.

=== Four flash d’Inco ===

[[image:Flash smelting (Inco furnace).svg|vignette|upright=1.2|droite|lang=fr|Schéma du four flash d'Inco.|alt=Schéma de principe]]

Le four d'Inco consiste à introduire par des tuyères latérales le minerai concentré pulvérisé et mélangé à des fondants. Porté par l'oxygène, le minerai pénètre dans la chambre de combustion où il s'allume instantanément. Les fumées s'évacuent à travers une cheminée centrale. En 1996, à l'usine de [[Copper Cliff]], un four Inco produit une matte à 45 % de cuivre-nickel, un laitier à 0,75 % de Cu-Ni, et une fumée à 75 % de {{formule chimique|SO|2}}<ref name=BlazyJdidPyro/>.

Le fonctionnement avec de l'oxygène pur génère des fumées très riches en {{formule chimique|SO|2}} (55 à 75 % de {{formule chimique|SO|2}}, contre 1 % pour un four à réverbère<ref group=E>{{p.|403-405}}</ref>), ce qui facilite leur retraitement : l'unité de traitement des fumées est 10 fois plus petite que celle d'un four à réverbère de capacité identique. En outre, la récupération de chaleur est plus facile à cause du faible volume des fumées{{Note|texte=Inco montre qu'avec la chaleur récupérée dans une tonne d'azote présente dans les fumées, il est possible de fondre une tonne de minerai<ref name=OutokumpuFlash/>.|group=note}}{{,}}<ref name=OxygenCopperCliff/>.

En 2011, la fusion flash assure trois quarts de la production du nickel extrait des minerais sulfureux (les minerais de nickel de type [[saprolite]] sont eux fondus au four électrique). On dénombre neuf fours de fusion flash destinés à la production de nickel : sept fours de type Outotec assurant 70 % de la fusion flash de nickel, et deux fours de type Inco produisant les 30 % restants<ref name=ExtractiveNickel>{{Ouvrage |langue=en |prénom1=Frank K. |nom1=Krundwell |prénom2=Michael S. |nom2=Moats |prénom3=Venkoba |nom3=Ramachandran |prénom4=Timothy G. |nom4=Robinson |prénom5=William G. |nom5=Davenport |titre=Extractive Metallurgy of Nickel, Cobalt and Platinum Group Metals |éditeur=[[Elsevier (éditeur)|Elsevier]] |année=2011 |pages totales=610 |passage=215 - 225 |isbn=978-0-08-096809-4 |lire en ligne=https://books.google.fr/books?id=yx5L85iuOicC&printsec=frontcover}}</ref>.

Au début du {{s-|XXI}}, un four gros flash d'Inco mesure typiquement, à l'intérieur, {{unité|22|m}} de long, {{unité|5.5|m}} de large et {{unité|5|m}} de haut. Son intérieur est tapissé de briques [[matériau réfractaire|réfractaires]] en [[magnésite]]-[[chrome]], refroidies par {{lien|water jacket}}. Un tel four transforme quotidiennement {{unité|1800|tonnes}} de concentrés en {{unité|1000|tonnes}} de matte et {{unité|1200|tonnes}} de laitier, en consommant {{unité|450|tonnes}} d'oxygène pur. Il peut produire pendant {{unité|5|à=6|ans}} sans réparation majeure de son revêtement interne réfractaire<ref group=E>{{p.|92-97}}</ref>.

=== Four flash Kivcet ===
[[image:Flash smelting (Kivcet furnace).svg|vignette|upright=1|gauche|lang=fr|Schéma du four flash Kivcet.|alt=Schéma de principe]]

Directement dérivé du four d'Outokumpu<ref name=BREF/>, le four Kivcet a été développé en 1967 par l'institut soviétique VNIITSVETMET à [[Öskemen]], au [[Kazakhstan]], sous la direction du professeur A. P. Sychev. En 1985, la première unité industrielle a été installée dans le [[combinat]] de production de plomb et de zinc d'Öskemen, maintenant {{lien|Kazzinc}}<ref>{{lien web |lang= en
 |titre= The KIVCET Smelting Process
 |mois= Aoüt |année= 2015
 |url=http://www.totalmateria.com/page.aspx?ID=CheckArticle&site=ktn&LN=FR&NM=366}}</ref>. Dans sa première version, la chambre de réaction était située au centre du four, et les particules y étaient animées d'un mouvement [[Cyclone (séparation)|cyclonique]]. Les matières en fusion étaient alors projetées contre la paroi, ruisselant dessus. Mais le [[Oxyde de plomb(II)|PbO]] corrodant le revêtement [[Matériau réfractaire|réfractaire]], cette disposition a été abandonnée pour aboutir à la conception actuelle, où la chambre de réaction est dissociée du [[four à arc électrique]]<ref name=treatise>{{Ouvrage |langue=en |prénom1=H. Y. |nom1=Sohn |prénom2=M. |nom2=Olivas-Martinez |titre=Treatise on Process Metallurgy |volume=3 |éditeur=[[Elsevier (éditeur)|Elsevier]] |année=2014 |pages totales=1745 |passage=686-688 |isbn=978-0-08-100000-7 |lire en ligne=https://books.google.fr/books?id=1p69Wl9rXo4C&pg=PA686 |partie=A}}</ref>.

La chambre de combustion est un four flash classique, utilisant de l'oxygène pur. L'oxydation des sulfures est suffisamment exothermique pour provoquer leur fusion. Mais avant d'atteindre le fond de la chambre de décantation, les oxydes fondus traversent une couche de [[Coke (charbon)|coke]] à plus {{tmp|1200|°C}} qui, à de telles températures, brûle en dégageant un gaz très réducteur, le [[monoxyde de carbone]]. Ainsi, les oxydes fondus subissent, dans le bain, une réduction jusqu'à atteindre leur état métallique. Cette réduction, ainsi que la séparation par [[décantation]] entre le métal et le laitier, est parachevée dans le four électrique, dont les électrodes maintiennent les matières en fusion<ref name=treatise/>.

En 2004, le procédé Kivcet représente 10 % des capacités de production mondiale de plomb (estimées à {{unité|3.54|Mtonnes/an}})<ref name=treatise/>. Le procédé est également employé pour la production du cuivre<ref name=BREF/>.

== Le procédé ==
=== Principe ===
L'objectif principal d'un four flash est d'amener à la fusion le minerai concentré, contenant typiquement 30 à 40 % de cuivre<ref group=E name=p73>{{p.|73}}</ref>, ou de 12 à 20 % de nickel<ref name=ExtractiveNickel/>. La température qui y est atteinte, {{tmp|1250|°C}}, permet d'avoir une matte et un laitier en fusion, et suffisamment [[Fluidité|fluides]] pour se dissocier par décantation<ref group=E name=p73/>.

Le minerai concentré doit être finement pulvérisé (taille d'environ {{unité|100|[[Micromètre|μm]]}}) et sec pour s'enflammer. Les concentrés issus de la [[flottation par moussage]] ont typiquement cette taille<ref group=E name=p73/>.

Les produits issus de la fusion flash sont<ref group=E name=p73/> :
* la matte en fusion. Dans le cas de la [[extraction du cuivre|métallurgie extractive du cuivre]], la teneur en cuivre atteint typiquement 65 %, ou 40 % de nickel dans le cas de l'[[extraction du nickel]] ;
* le laitier. Sa teneur en silice permet de stabiliser l'[[Oxyde de fer(II)|oxyde de fer]] FeO sous la forme de [[fayalite]] {{formule chimique|Fe|2|SiO|4}}. Il contient 1 à 2 % de cuivre ou de nickel ;
* la fumée. Il contient, suivant le niveau d'enrichissement en oxygène, de 30 à 70 % de {{formule chimique|SO|2}}. Le four d'Inco, qui fonctionne à l'oxygène pur, génère une fumée à 75% de {{formule chimique|SO|2}}.

Les procédés dans les fours d'Outokumpu et d'Inco sont très proches. La comparaison de leurs avantages et inconvénients respectifs est fréquente. On peut attribuer le succès des fours d'Outokumpu à la stratégie de l'entreprise, mais aussi à leur simplicité (un seul brûleur), ainsi qu'à la plus grande distance entre brûleur et sortie des fumées qui favorise les échanges thermiques. La récupération d'énergie du four d'Outokumpu est plus pertinente que celle des fours Inco, qui fabriquent de la vapeur en grande quantité à laquelle il faut trouver une utilité. Mais la configuration horizontale des fours d'Inco favorise la décantation du laitier, qui restitue ainsi à la matte la quasi-totalité du cuivre et du nickel<ref group=E name=p101>{{p.|101}}</ref>.

=== Réactions chimiques ===

Un four de fusion flash réalise simultanément un [[grillage (métallurgie)|grillage]] (c'est-à-dire une oxydation du minerai qui reste à l'état solide), une fusion, et un affinage de la matte en cuivre<ref name=ExtractiveNickel/>.

* Métallurgie extractive du cuivre :

Dans le cas de la fusion de la [[chalcopyrite]] (de formule brute {{formule chimique|CuFeS|2}}), la réaction principale est :
{{Retrait|{{Spaces|10}}
{{formule chimique|2 CuFeS|2| <small>''(s)''</small> + <math>\tfrac{13}{4}</math> O|2| <small>''(g)''</small> → Cu|2|S.<math>\tfrac{1}{2}</math> FeS <small>''(l)''</small> + <math>\tfrac{3}{2}</math> FeO <small>''(l)''</small> + <math>\tfrac{5}{2}</math> SO|2| <small>''(g)''</small>}}{{Spaces|10}} produisant {{unité|450|kJ/mol}} de {{formule chimique|CuFeS|2}}<ref group=E name=p5>{{p.|5}}</ref>
}}

* Métallurgie extractive du nickel :

Dans le cas de la fusion de la [[pentlandite]] (de formule brute {{formule chimique|(Fe,Ni)|9|S|8}}), la réaction principale est :
{{Retrait|{{Spaces|10}}
{{formule chimique|(Fe,Ni)|9|S|8| <small>''(s)''</small> + <math>\tfrac{23}{4}</math> O|2| <small>''(g)''</small> → <math>\tfrac{9}{2}</math> NiS <small>''(l)''</small>  + <math>\tfrac{9}{2}</math> FeO <small>''(l)''</small>  + <math>\tfrac{7}{2}</math> SO|2| <small>''(g)''</small> }}{{Spaces|10}} produisant {{unité|1200|kJ/mol}} de {{formule chimique|(Fe,Ni)|9|S|8}}<ref name=ExtractiveNickel/>
}}

* Métallurgie extractive du plomb :

Dans le cas de la fusion de la [[galène]] (de formule brute PbS), les réactions qui dominent sont :
{{Retrait|{{Spaces|10}}
{{formule chimique|PbS <small>''(s)''</small> + O|2| <small>''(g)''</small> → Pb <small>''(l)''</small>  + SO|2| <small>''(g)''</small> }}{{Spaces|10}} produisant {{unité|219|kJ/mol}} de PbS
}}
{{Retrait|{{Spaces|10}}
{{formule chimique|Pb <small>''(l)''</small> + <math>\tfrac{3}{2}</math> O|2| <small>''(g)''</small> → PbO <small>''(l)''</small>  + SO|2| <small>''(g)''</small> }}{{Spaces|10}} produisant {{unité|298|kJ/mol}} de PbS
}}
{{Retrait|{{Spaces|10}}
{{formule chimique|PbS <small>''(l)''</small> + 2 PbO <small>''(l)''</small> → 3 Pb <small>''(l)''</small>  + SO|2| <small>''(g)''</small> }}{{Spaces|10}} produisant {{unité|61|kJ/mol}} de PbS
}}

Lorsque le rapport {{formule chimique|O|2}}/PbS est correctement choisi, une partie importante de la galène PbS est oxydée jusqu'au plomb métallique. Mais le laitier contient entre 30 et 40 % de [[litharge]] (PbO), ce qui est non négligeable, même si la quantité de laitier est assez faible (une tonne de laitier par tonne de concentré)<ref>{{Ouvrage |langue=en |prénom1=William G. I. |nom1=Davenport |prénom2=Eric H. |nom2=Partelpoeg |titre=Flash Smelting |sous-titre=Analysis, Control and Optimization |éditeur=[[Pergamon Press]] |année=1987 |pages totales= |passage=295 |isbn=0-08-034925-0}}</ref>. Pour ne pas être perdue avec le laitier, la litharge doit être réduite par le CO. Cette réduction étant impossible dans le milieu oxydant nécessaire à la fusion flash, elle se fait dans le four électrique connexe, qui communique avec le four flash par un [[Siphon hydraulique|siphon]] :
{{Retrait|{{Spaces|10}}
{{formule chimique|C <small>''(s)''</small> + CO|2| <small>''(g)''</small> →  2 CO <small>''(g)''</small>}}{{Spaces|10}} consommant {{unité|165.4|kJ/mol}} de CO
}}
{{Retrait|{{Spaces|10}}
{{formule chimique|PbO <small>''(s)''</small> + CO <small>''(g)''</small> → Pb <small>''(l)''</small>  + CO|2| <small>''(g)''</small> }}{{Spaces|10}} produisant {{unité|95.8|kJ/mol}} de PbO
}}
Le bilan thermique de ces deux réactions est déficitaire : il est alors nécessaire d'apporter de la chaleur par un four électrique<ref name=treatise/>.

* Réactions connexes :

La [[pyrite]] et la [[pyrrhotite]] (de formules brutes {{formule chimique|FeS|2}} et {{formule chimique|Fe|8|S|9}}) présentes dans les minerais sulfurés, sont grillées et fondues suivant des réactions très exothermiques :
{{Retrait|{{Spaces|10}}
{{formule chimique|Fe|8|S|9| <small>''(s)''</small> + <math>\tfrac{5}{2}</math> O|2| <small>''(g)''</small>  → FeO <small>''(l)''</small>  + 2 SO|2| <small>''(g)''</small> }}{{Spaces|10}} produisant {{unité|700|kJ/mol}} de {{formule chimique|FeS|2}}<ref>{{Harvsp|Davenport|Partelpoeg|1987|p=8}}</ref>
}}
{{Retrait|{{Spaces|10}}
{{formule chimique|Fe|8|S|9| <small>''(s)''</small> + 13 O|2| <small>''(g)''</small>  → 8 FeO <small>''(l)''</small>  + 9 SO|2| <small>''(g)''</small> }}{{Spaces|10}} produisant {{unité|2500|kJ/mol}} de {{formule chimique|Fe|8|S|9}}<ref name=ExtractiveNickel/>
}}

L'[[Oxyde de fer(II)|oxyde de fer]] FeO, produit par les réactions précédentes, est un élément du laitier. Aux températures présentes dans le four, il se combine avec la silice ({{formule chimique|SiO|2}}), qui va lui servir de [[fondant (chimie)|fondant]]{{Note|texte=Le point de fusion du FeO est de {{tmp|1377|°C}}. Si le FeO ne se combine pas immédiatement avec la silice pour former de la [[fayalite]] ({{formule chimique|Fe|2|SiO|4}})<ref>{{Ouvrage |langue=en |prénom1=Heinrich Oscar |nom1=Hofman |titre=Metallurgy of copper |éditeur=MacGraw Hill Book Company |année=1914 |pages totales= |passage=323 |lire en ligne=https://archive.org/details/metallurgycoppe00hofmgoog}}</ref>, dont le point de fusion est de {{tmp|1208|°C}}, son oxydation continue et il se transforme alors en [[Tétroxyde de trifer|{{formule chimique|Fe|3|O|4}}]]. Or le point de fusion du {{formule chimique|Fe|3|O|4}} est de {{tmp|1597|°C}} ! Le {{formule chimique|Fe|3|O|4}} s'agglomère alors en une masse solide qui empêche le soufflage et ne peut être évacuée du four<ref>{{Harvsp|Krundwell|Moats|Ramachandran|Robinson|2011|p=127}}</ref>, si ce n'est par l'utilisation de fondants réducteurs, comme le [[spiegeleisen]]<ref>{{Harvsp|Hofman|1914|p=342}}</ref>.<br>Une autre raison pour combiner le FeO avec le {{formule chimique|SiO|2}} vient du fait qu'un laitier riche en [[Oxyde de fer|oxydes de fer]] peut oxyder le [[Chalcocite|{{formule chimique|Cu|2|S}}]] suivant la réaction :
{{Retrait|{{Spaces|10}}
{{formule chimique|FeO|(laitier)| + Cu|2|S|(matte)| → FeS|(matte)| + Cu|2|O|(laitier)}}}}
Une telle réaction est indésirable car elle fait migrer le cuivre de la matte vers le laitier. Pour cette raison, les métallurgistes évitent de produire des mattes à plus de 60 % de cuivre, même si les avantages de traiter une matte riche sont évidents<ref group=E>{{p.|68}}</ref>.|group=note|name=fayalite}} :
{{Retrait|
{{Spaces|10}}{{formule chimique|2 FeO + SiO|2|  → [[fayalite|{{formule chimique|Fe|2|SiO|4}}]]}} {{Spaces|10}} si T > {{tmp|1208|°C}}, produisant {{unité|20|kJ/mol}} de FeO<ref group=E name=p5/>
}}

Les premières réactions de grillage sont suffisamment [[Réaction exothermique|exothermiques]] pour fondre le minerai concentré. Il arrive cependant que des brûleurs additionnels soient ajoutés, pour limiter la consommation d'oxygène, ou pour fondre des déchets cuivreux qui ne sont pas combinés avec du soufre<ref group=E>{{p.|77}}</ref>. Si l'oxydation du fer en FeO est exothermique, la transformation du FeO résultant en [[fayalite|{{formule chimique|Fe|2|SiO|4}}]] implique l'apport de silice, enfournée froide. Le bilan général est désavantageux car la chaleur dégagée par les réactions chimique ne compense pas celle nécessaire à la chauffe de la silice : on évite ainsi de traiter des minerais concentrés riches en fer, et n'enfourne que la quantité de silice strictement nécessaire. Typiquement, on limite la quantité de silice en visant un rapport {{formule chimique|SiO|2}}/Fe compris entre 0,7 et 1<ref group=E name=p85>{{p.|85}}</ref>.

== Évolutions actuelles et à venir ==

La fusion flash est souvent citée comme une [[Technologie de rupture|innovation de rupture]], une des plus marquantes du {{s-|XX}}<ref name=ConstraintsIngenuity/>. Procédé autogène, elle remplace à la fois les fours à réverbère, caractérisés par leur médiocre rendement thermique, et les fours de grillage, qui n'exploitent pas la chaleur dégagée par l'opération. Par ailleurs, la fumée de ces fours est un mélange de la fumée de combustion avec celle de la réaction d'oxydation. Leur fumée est donc moins riche en soufre et la désulfuration est plus difficile : 98,5 % du soufre émis par les fours flash est récupéré alors que la récupération n'atteint que 40 % pour les fours à réverbère. Les fours à réverbère relâchent {{unité|1926|kg}} de {{fchim|CO|2}} et {{unité|963|kg}} de soufre par tonne de cuivre, alors que les émissions des fours flash sont, respectivement {{unité|46|kg}} et {{unité|23|kg}}<ref>{{Ouvrage |langue=en |prénom1=Nenad M |nom1=Stojanović |prénom2=Marko Kimi |nom2=Milić |prénom3=Darko M |nom3=Milošević |titre=Implementation of modern technologies in metallurgy in the function of protection of the environment and natural ressources |éditeur= |année=2014 |pages totales= |format=pdf |isbn=978-86-7747-486-7 |lire en ligne=https://www.academia.edu/38624559/Implementation_of_modern_technologies_in_metallurgy?email_work_card=thumbnail}}</ref>.

Le principal inconvénient de la fusion flash consiste en son atmosphère très oxydante, qui oxyde les métaux que l'on souhaite récupérer. Le laitier est plus riche en oxydes de nickel, cuivre, plomb{{etc.}} et il est avantageux de le réchauffer dans un four électrique où, mélangé avec des agents réducteurs comme le coke, il sera réduit afin de rejeter les métaux intéressants du laitier vers le métal. Cette étape complémentaire permet aussi de parfaire la décantation du laitier. Sans ce traitement du laitier, dans la métallurgie du nickel, la récupération du nickel est de 95 % (contre 98 % dans un four électrique), du cuivre, de 80 à 93 %, du cobalt, de 26 à 70 %<ref name=ExtractiveNickel/>. Le four flash d'Inco peut cependant produire des laitiers moins riches en cuivre, évitant ainsi l'étape de décantation du laitier dans un four électrique<ref group=E name=p101/>.

Pour autant, dans la métallurgie extractive du cuivre, certaines fonderies poussent l'oxydation jusqu'à brûler tout le soufre contenu dans la matte, afin de supprimer l'opération d'[[Procédé Manhès-David|affinage de la matte]] dans un [[convertisseur Peirce-Smith]]<ref group=E name=p87/>.

== Notes et références ==

=== Notes ===
<references group=note/>

=== Références ===
*{{Ouvrage |langue=en |prénom1=Marc E. |nom1=Schlesinger |prénom2=Matthew J. |nom2=King |prénom3=Kathryn C. |nom3=Sole |prénom4=William G. I. |nom4=Davenport |titre=Extractive Metallurgy of Copper |éditeur=[[Elsevier (éditeur)|Elsevier]] |année=2011 |numéro d'édition=5 |pages totales=455 |isbn=978-0-08-096789-9 |lire en ligne=https://books.google.fr/books?id=bcwiQepD2yYC&printsec=frontcover}}
{{références|colonnes=3|groupe=E}}
* Autres références
{{Références}}

== Articles connexes ==
* [[Extraction du nickel]]
* [[Extraction du cuivre]]

{{Portail|Industrie|Chimie}}

[[Catégorie:Métallurgie extractive]]