Moulay El Hassane EL MOUKRIE. Ingénieur procédés industriels et génie chimique à la recherche d'opportunités.
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L’AGENCE INTERNATIONALE DE L’ÉNERGIE ATOMIQUE VIENNE, 2025
APERÇU GÉNÉRAL
La plupart des minerais phosphatés sont d’origine sédimentaire, et c’est ce type de minerais phosphatés qui peut contenir des concentrations élevées en uranium, présentant typiquement des teneurs en uranium comprises entre 50 et 200 mg/kg [10]. Les grandes usines d’engrais phosphatés traitent entre 500 000 et 2 millions de tonnes de minerai phosphaté par an, ce qui représente un potentiel notable de récupération de l’uranium, même si celui-ci n’est présent qu’à l’état de traces dans les minerais phosphatés bruts traités. La Fig. 1, à gauche, montre un minerai phosphaté sédimentaire provenant de Floride, aux États-Unis, avant une concentration simple par flottation. Le minerai phosphaté concentré ou enrichi, également appelé concentré de roche phosphatée, issu du même minerai, est montré à la Fig. 2, à droite.
FIG. 2. Minerai de phosphate sédimentaire provenant de Floride, à gauche, et concentré obtenu à partir de ce minerai après enrichissement par flottation, à droite. Avec l’aimable autorisation de P. Zhang, Florida Polytechnic University.
Le minerai phosphaté est en grande partie insoluble et ne peut pas être directement utilisé comme engrais, sauf lorsque le sol est très acide, comme c’est le cas dans certaines régions tropicales. Le minerai phosphaté est donc transformé en engrais hydrosolubles afin que le phosphore puisse être absorbé par les plantes à travers leur système racinaire. Les usines d’acide phosphorique par voie humide — WPA, Wet Process Phosphoric Acid — constituent aujourd’hui le type d’usine d’engrais le plus courant en exploitation. Plus de 85 % des engrais phosphatés sont produits à partir de WPA, en utilisant de l’acide sulfurique pour l’attaque du minerai phosphaté.
Au cours du procédé WPA à l’acide sulfurique, représenté schématiquement à la Fig. 2, environ 80 à 90 % de l’uranium présent dans le minerai phosphaté est transféré vers l’acide phosphorique liquide WPA, à partir duquel il a historiquement été récupéré au moyen de différentes méthodes d’extraction par solvant. Les 10 à 20 % restants de l’uranium présent dans le minerai phosphaté sont généralement transférés vers le phosphogypse, un sous-produit solide du procédé de production de WPA.
Le phosphogypse peut avoir des usages bénéfiques, tels que l’application aux sols ou l’utilisation comme matériau de construction. Toutefois, ces usages sont dans certains cas limités par la présence d’isotopes radioactifs tels que le ²²⁶Ra ainsi que d’autres éléments traces toxiques. Pour traiter 1 tonne de minerai phosphaté, environ 0,6 tonne d’acide sulfurique concentré est utilisée. Le procédé génère ensuite approximativement 0,4 tonne de WPA de qualité marchande et 1,2 tonne de phosphogypse [11]. Historiquement, l’uranium était récupéré à partir du WPA de qualité marchande avant une concentration supplémentaire.
FIG. 3. Schéma simplifié du procédé de production d’acide phosphorique par voie humide (WPA) avec récupération de l’uranium, tel qu’il était historiquement mis en œuvre.
À certaines périodes où les prix de l’uranium étaient relativement élevés, la récupération des métaux lourds pendant la production d’engrais minéraux était rentable sur le plan financier pour les entreprises productrices de WPA. Les principaux facteurs qui déterminent la rentabilité économique sont, sans ordre particulier et sans tenir compte des réglementations environnementales ni des considérations stratégiques [9] :
la concentration en uranium dans le minerai phosphaté : plus elle est élevée, mieux c’est ;
la capacité de l’usine de traitement du minerai phosphaté : plus elle est grande, mieux c’est ;
le procédé appliqué pour la récupération de l’uranium : moins il est coûteux, mieux c’est.
Les considérations stratégiques comprennent l’amélioration de la sécurité d’approvisionnement en uranium — approvisionnement national — et, par conséquent, la diminution de la dépendance vis-à-vis des importations d’uranium, les économies en devises étrangères, l’acquisition de technologie et la création d’emplois. Il est à noter que la majeure partie de l’uranium est transférée vers le produit fertilisant final, et que cet uranium peut provoquer une contamination des sols et des eaux souterraines. Il existe une préoccupation particulière concernant l’accumulation potentielle de l’uranium, qui peut compromettre la fertilité des sols, migrer vers les eaux souterraines, voire être absorbé par les cultures et ingéré par les membres du public [12–14].
La motivation à l’origine des premières opérations de récupération de l’uranium à partir des phosphates était d’abord stratégique, dans une première période allant des années 1950 aux années 1960, lorsque les pays exploraient différentes sources de minerais uranifères ; elle est ensuite devenue commerciale, dans une seconde période allant des années 1970 à la fin des années 1990.
Le Tableau 2 résume les anciennes activités commerciales de récupération de l’uranium menées en Belgique, au Canada, en Irak, à Taïwan et aux États-Unis. Presque toutes les usines utilisaient l’extraction par solvant, et les différents solvants employés pour récupérer l’uranium à partir de la phase inorganique ont donné leur nom aux procédés correspondants. Le solvant le plus largement utilisé était le procédé DEPA–TOPO, également connu sous le nom de procédé ORNL, d’après l’Oak Ridge National Laboratory aux États-Unis, où la technique a été initialement mise au point. TOPO signifie oxyde de tri-n-octylphosphine, et DEPA désigne l’acide bis(2-éthylhexyl)phosphorique.
TABLEAU 2. HISTORIQUE DE RÉCUPÉRATION DE L’URANIUM À PARTIR DU MINERAI PHOSPHATÉ, PAR RÉGION ET PAR USINE.
PROCÉDÉ D’EXTRACTION PAR SOLVANT ÉPROUVÉ COMMERCIALEMENT
Les procédés d’extraction par solvant ont constitué les méthodes de récupération de l’uranium déployées avec succès pour extraire l’uranium du WPA liquide à l’échelle industrielle commerciale. Beltrami et al. [15], Bunus [10] et Singh et al. [16] présentent des revues de littérature scientifique sur les procédés utilisés. La Fig. 3 fournit un bref aperçu du procédé d’extraction par solvant en deux cycles — DEPA/TOPO dans le Tableau 2 — qui s’est révélé être le plus performant par le passé.
FIG. 4. Procédé d’extraction par solvant à deux cycles, utilisé historiquement pour la récupération commerciale de l’uranium à partir de l’acide phosphorique par voie humide (WPA).
Les principes fondamentaux du procédé DEPA/TOPO présenté à la Fig. 4 sont les suivants :
Prétraitement acide : après refroidissement et, occasionnellement, élimination des matières organiques — ce qui entraîne une décoloration — l’acide phosphorique provenant du filtre, contenant 25 à 30 % de P₂O₅, est clarifié par élimination des solides.
Extraction primaire par solvant : l’acide clarifié est introduit dans un système mélangeur-décanteur à contre-courant contenant le solvant DEPA/TOPO dissous dans du kérosène. L’uranium est transféré vers la phase solvant, ou phase dite organique chargée. Le raffinat, parfois appelé acide phosphorique pauvre ou appauvri, est renvoyé vers l’usine d’acide phosphorique.
Désextraction primaire : un acide contenant un agent réducteur est mis en contact avec la solution organique chargée afin de favoriser le passage de l’uranium de l’état U(VI) à l’état U(IV). Ensuite, dans un second système mélangeur-décanteur, l’uranium entre en contact avec de l’acide phosphorique très concentré. À ce stade, l’uranium est retiré de la quantité relativement importante de solvant organique et transféré vers un volume plus faible d’acide de désextraction, c’est-à-dire l’acide principal de désextraction chargé. Ce procédé entraîne une augmentation significative de la concentration en uranium par rapport à l’étape précédente. Des facteurs de concentration pouvant atteindre 20 sont généralement observés à ce niveau.
Extraction secondaire par solvant : l’uranium est oxydé dans l’acide principal de désextraction chargé afin de le ramener à la forme U(VI). L’uranium concentré est transféré vers la phase solvant et encore davantage concentré afin de générer une phase appelée organique secondaire chargée, lorsque l’acide de désextraction entre en contact avec le solvant DEPA/TOPO dans un système mélangeur-décanteur.
Désextraction secondaire : dans un système mélangeur-décanteur, une solution alcaline entre en contact avec la solution organique secondaire chargée contenant l’uranium. Au cours de ce procédé, l’uranium est libéré du solvant organique et transféré sous forme concentrée vers la solution alcaline. Une solution uranifère acide est ensuite produite en traitant la solution de désextraction secondaire afin d’éliminer les alcalis et de la neutraliser. À ce stade, la teneur en uranium est d’environ 20 g/L.
Raffinage : la solution acide contenant l’uranium est ensuite soumise à un traitement supplémentaire afin de produire du peroxyde d’uranyle, du diuranate d’ammonium — ADU — ou du tricarbonate d’uranyle ammonium — AUT — qui est ensuite épaissi, lavé, séché et calciné afin d’obtenir de l’U₃O₈ ou yellowcake.
La Fig. 5 montre l’usine d’acide phosphorique de New Wales de la société International Minerals and Chemical Corporation (IMC) Phosphates — devenue aujourd’hui Mosaic Fertilizer Company — ainsi que les installations d’extraction des premier et second cycles, exploitées en Floride, aux États-Unis, entre 1980 et 1992.
FIG. 5. Unité de récupération de l’uranium intégrée à l’usine d’engrais phosphatés IMC New Wales, située en Floride, aux États-Unis — avec l’aimable autorisation de V. Astley, Dr. Phosphate Inc.
RETOURS D’EXPÉRIENCE ET ESTIMATIONS DES COÛTS DE LA RÉCUPÉRATION HISTORIQUE DE L’URANIUM
Le succès de l’extraction par solvant dans les années 1980 et 1990 a été porté par des intérêts commerciaux. D’excellents taux de récupération de l’uranium, dépassant 92 à 95 %, ainsi que le faible impact sur le cœur de métier des engrais, ont permis la récupération de l’uranium à l’échelle industrielle. Lorsque, à la fin des années 1990, la récupération de l’uranium a finalement cessé dans les usines de Floride et de Louisiane, les exploitants ont effectivement reconnu que la qualité de l’acide phosphorique avait été légèrement réduite.
Les usines de récupération de l’uranium les plus performantes utilisaient le même solvant — DEPA/TOPO — et chacune fonctionnait avec de l’acide phosphorique produit par le procédé dihydrate. L’acide contenait typiquement de l’uranium à une concentration d’environ 0,5 kg/t. Certaines des différences les plus significatives dans la conception des installations sont résumées dans le Tableau 3.
TABLEAU 3. DIFFÉRENCES ENTRE LES ANCIENNES USINES COMMERCIALES METTANT EN ŒUVRE L’EXTRACTION PAR SOLVANT DEPA/TOPO.
Malgré ces différences, les usines présentant les volumes de production les plus élevés ont atteint de très hauts niveaux d’efficacité opérationnelle et de récupération de l’uranium. Les paramètres économiques sous-jacents des usines les plus efficaces étaient globalement similaires. Le Tableau 4 présente certaines plages de données relatives à l’exploitation et aux coûts pour ces mêmes usines. L’hypothèse de calcul des coûts figurant dans le tableau est fondée sur une teneur en uranium dans l’acide d’environ 0,5 kg/t.
TABLEAU 4. Données économiques relatives à l’historique de la récupération de l’uranium à partir des installations d’acide phosphorique (dollars US de 1979)*
Il existait d’autres différences importantes de performance. Pour les trois usines ayant utilisé le DEPA/TOPO, les pertes de solvant auraient par exemple représenté des coûts allant de 2 à 5,50 dollars US par livre de U₃O₈. Les coûts de prétraitement variaient de 0,20 dollar US à plus de 4,00 dollars US par livre de U₃O₈. Les coûts combinés des pertes de solvant et du prétraitement variaient de 2,50 dollars US à plus de 8,00 dollars US par livre de U₃O₈.
Les pertes moyennes de solvant vers le raffinat variaient de 5 à 100 mg/kg. Les pertes de P₂O₅ variaient de moins de 0,1 % à environ 1,0 %. Les coefficients effectifs de désextraction variaient de 15 à 150 et ne présentaient aucune corrélation significative avec la concentration en P₂O₅ de l’acide de désextraction. Les pertes de solvant dues au nettoyage des décanteurs variaient de moins de 0,15 à plus de 0,5 kg/t de P₂O₅ traité. Les effets en aval du procédé de récupération de l’uranium variaient de nuls à plusieurs millions de dollars par an, principalement en raison d’une diminution de la durée de vie des revêtements en caoutchouc.
PERTINENCE DE L’URANIUM ISSU DES PHOSPHATES AUX ÉTATS-UNIS D’AMÉRIQUE
La récupération de l’uranium à partir des phosphates aux États-Unis a été particulièrement remarquable. À son apogée, cette technique a représenté jusqu’à 20 % de la production nationale d’uranium dans les années 1980, avant que la baisse des prix de l’uranium ne rende cette méthode économiquement irréalisable. Aux États-Unis, la récupération historique et prospective de l’uranium à partir des phosphates est comparée aux importations historiques d’uranium et à l’extraction minière nationale à la Fig. 6.
FIG. 6. Historique des Importationsd’uranium des États-Unis, des activités d’extraction minière, de la récupération de l’uranium à partir des phosphatesainsi que sa récupération prospective
Les États-Unis, comme de nombreux autres pays qui dépendent fortement de l’énergie nucléaire pour produire de l’électricité, importent désormais la majeure partie de l’uranium dont ils ont besoin depuis l’étranger. Il est intéressant de noter que, depuis les années 1990, la quantité d’uranium susceptible d’être récupérée à partir des phosphates comme sous-produit de la fabrication des engrais a eu le potentiel de dépasser la quantité extraite sur le territoire national. À cet égard, comme le suggèrent Steiner et al. [17], les préoccupations actuelles concernant la sécurité d’approvisionnement du pays en uranium pourraient effectivement « rendre de nouveau attractive la récupération de l’uranium à partir des phosphates ».
Références
[10] BUNUS, F.T., Uranium and Rare Earth Recovery from Phosphate Fertilizer Industry by Solvent Extraction, Mineral Processing and Extractive Metallurgy Review 21 (2000) 381-478, https://doi.org/10.1080/08827500008914174.
[11] BILAL, E., BELLEFQIH, H., BOURGIER, V., MAZOUZ, H., DUMITRAS, D.G., BARD, F., LABORDE, M., CASPAR, J.P., GUIHOT, B., IATAN, E.L., BOUNAKHLA, M., IANCU, M.A., MARINCEA, S., EASSKHRAOUI, M., LI, B., DIWA, R.R., RAMIREZ, J.D., CHERNYSH, Y., CHUBUR, V., ROUBIK, H., SCHMIDT, H., BENIAZZA, R., CANOVAS, C.R., NIETO, J.M., HANEKLAUS, N., Phosphogypsum circular economy considerations: A critical review from more than 65 storage sites worldwide, Journal of Cleaner Production 414 (2023) 137561, https://doi.org/10.1016/j.jclepro.2023.137561.
[12] BIGALKE, M., ULRICH, A., REHMUS, A., KELLER, A., Accumulation of cadmium and uranium in arable soils in Switzerland, Environmental Pollution 221 (2017) 85-93, https://doi.org/10.1016/j.envpol.2016.11.035.
[13] SCHNUG, E., LOTTERMOSER, B.G., Fertilizer-Derived Uranium and its Threat to Human Health, Environmental Science & Technology 47 (2013) 2433-2434, https://doi.org/10.1021/es4002357.
[14] INTERNATIONAL ATOMIC ENERGY AGENCY, The Environmental Behaviour of Uranium, Technical Reports Series No. 488, IAEA, Vienna (2023).
[15] BELTRAMI, D., COTE, G., MOKHTARI, H., COURTAUD, B., MOYER, B.A., CHAGNES, A., A Recovery of Uranium from Wet Phosphoric Acid by Solvent Extraction Processes, Chemical Reviews 114 (2014) 12002-12023, https://doi.org/10.1021/cr5001546.
[16] SINGH, D.K., MONDAL, S., CHAKRAVARTTY, J.K., Recovery of Uranium from Phosphoric Acid: A Review, Solvent Extraction and Ion Exchange 34 (2016) 201-225, https://doi.org/10.1080/07366299.2016.1169142.
[17] STEINER, G., GEISSLER, B., HANEKLAUS, N., Making Uranium Recovery from Phosphates Great Again? Environmental Science and Technology 54 (2020) 1287-1289, https://doi.org/10.1021/acs.est.9b07859.
Procédé hémihydrate-dihydrate avec filtration intermédiaire — HDH
Procédé dihydrate-hémihydrate — DHH
Ingénierie et construction de l’unité
Comme pour les procédés dihydrate, plusieurs procédés hémihydrate et systèmes combinés ont été développés par diverses entreprises, et il n’est pas tenté ici de les décrire tous en détail. Toutefois, par souci de simplicité, on peut considérer comme règle générale que les équipements de base des procédés hémihydrate et des procédés combinés sont les mêmes, les différences portant uniquement sur les paramètres techniques, les équipements additionnels, l’implantation générale de l’unité et, dans une certaine mesure, les matériaux de construction utilisés.
Procédé hémihydrate — HH
La réaction hémihydrate se déroule dans deux zones distinctes. Il est donc nécessaire de disposer d’au moins deux réacteurs séparés, ou deux compartiments, dans la section réactionnelle. Le rapport volumique préféré est de 2:1. La première zone est souvent divisée en deux compartiments ou réacteurs identiques, 1A et 1B.
La roche phosphatée est introduite dans le réacteur 1A ; l’acide sulfurique et l’acide phosphorique dilué provenant du filtre sont introduits dans le réacteur 2 (Figure 1). La bouillie provenant du réacteur 2 est recyclée à travers un refroidisseur flash vers le réacteur 1A, exposant ainsi la roche phosphatée aux ions sulfate dans des conditions chimiques contrôlées. La bouillie déborde du compartiment 1A vers le compartiment 1B. La chaleur est évacuée par refroidissement sous vide, ou par air si le refroidisseur flash est omis, afin de maintenir la température de la bouillie réactionnelle entre 98 et 100 °C.
L’acide produit, dont la concentration est comprise entre 40 % et 50 % de P₂O₅, selon la qualité et la composition du phosphate, les exigences en aval et le gypse hémihydrate formé, est séparé au moyen d’un filtre horizontal sous vide comportant trois étages de lavage à contre-courant. L’acide produit issu du filtre passe directement vers le stockage. La plupart du temps, il ne nécessite ni clarification ni élimination des solides, et peut être utilisé directement comme acide concentré sans évaporation.
Cependant, certains inconvénients ont eu tendance à limiter la popularité de la voie hémihydrate, parmi lesquels :
Pertes en P₂O₅ et bilan hydrique : le bilan hydrique est plus critique ; par conséquent, la quantité d’eau de lavage pouvant être utilisée est limitée. Les quantités de P₂O₅ soluble et cocristallisé restant dans le gâteau de filtration sont plus importantes, en raison de la concentration plus élevée en P₂O₅ de la bouillie filtrée.
Entartrage : l’hémihydrate n’est pas une forme stable du sulfate de calcium, et il a tendance à se reconvertir en gypse avant même que l’acide ne soit filtré. Pendant le lavage, les conditions sont encore plus favorables à la réhydratation, ce qui peut entraîner l’entartrage des tuyauteries et des équipements, ainsi que le colmatage de la toile filtrante.
Corrosion : à température et concentration acide plus élevées dans un système réactionnel hémihydrate, l’usure des équipements est plus rapide, en particulier celle des agitateurs et des pompes à bouillie.
Toutefois, outre la réduction ou l’élimination du besoin de chaleur d’évaporation, le procédé présente certains avantages :
Économie d’investissement : moins d’équipements d’évaporation sont nécessaires, voire aucun.
Acide plus pur : l’acide contient nettement moins de sulfate libre et de solides en suspension que l’acide du procédé dihydrate évaporé de même concentration, ainsi que des teneurs quelque peu plus faibles en aluminium et en fluor.
Exigences réduites en broyage de la roche : dans des conditions réactionnelles plus sévères, la roche phosphatée réagit beaucoup plus rapidement, et une vitesse de réaction satisfaisante peut être obtenue à partir d’une roche beaucoup plus grossière.
Les consommations moyennes des procédés hémihydrate sont indiquées dans le tableau 1.
BP: basse pression
Procédés hémidihydrate
Les procédés hémihydrate-dihydrate sans filtration intermédiaire, appelés procédés hémihydrate avec recristallisation — HRC —, sont largement utilisés au Maroc, dans les pays d’Asie de l’Est et en Océanie. Les schémas d’implantation de ces unités ressemblent à ceux des procédés dihydrate à réacteurs multiples. Une exception réside dans le fait que les réacteurs d’attaque et de digestion fonctionnent dans des conditions hémihydrate, tandis que les réacteurs suivants fonctionnent dans des conditions favorisant la réhydratation de l’hémihydrate en gypse. Cette transformation est favorisée par des cristaux germes de dihydrate recyclés dans la bouillie provenant de l’alimentation du filtre.
L’acide produit n’est pas plus concentré que celui obtenu par le procédé dihydrate, en raison de la nécessité de cristalliser des cristaux facilement filtrables en présence de l’acide produit. En revanche, le gypse est beaucoup plus pur et présente donc un intérêt plus important, par exemple pour la fabrication du plâtre ou comme retardateur de prise du ciment. Cet avantage est important pour les pays où le gypse naturel est rare, totalement ou partiellement importé, et coûteux.
Le procédé permet également une récupération très élevée du P₂O₅ à partir de la roche, puisque les pertes dans le gypse sont très faibles. La valeur de l’augmentation de 2 à 3 % de la récupération du P₂O₅ dépend du coût de la roche. Les inconvénients sont le coût plus élevé et la complexité accrue du procédé. Par ailleurs, certaines roches phosphatées contiennent des impuretés, telles que les lanthanides, qui stabilisent l’hémihydrate, empêchant ainsi la recristallisation en gypse à une vitesse acceptable.
Procédé hémihydrate-dihydrate avec filtration intermédiaire — HDH
La première étape du procédé est presque identique au procédé HH déjà décrit. Dans l’étape de transformation, le gâteau d’hémihydrate est déchargé du filtre dans une cuve agitée (Figure 2). Les conditions opératoires sont contrôlées afin d’assurer la transformation complète du sulfate de calcium hémihydrate en dihydrate et de laisser suffisamment de temps pour la croissance des cristaux de dihydrate.
La vitesse de transformation est augmentée par l’addition d’une petite alimentation en acide sulfurique. La quasi-totalité du P₂O₅ réticulaire coprécipité avec l’hémihydrate est libérée dans la phase liquide. Le gypse dihydrate est ensuite filtré et le gâteau est lavé avec de l’eau de procédé ou de l’eau de bassin. Le filtrat et le P₂O₅ libéré sont renvoyés vers l’étape de réaction hémihydrate comme dernier lavage sur le filtre hémihydrate.
L’étape supplémentaire de filtration augmente le coût et la complexité de l’unité, mais cet inconvénient peut être compensé par la diminution ou l’élimination de l’étape de concentration, en raison de la forte concentration en P₂O₅, d’environ 45 %, dans l’acide phosphorique produit. De plus, le gypse dihydrate obtenu est beaucoup plus pur que celui issu des procédés HH ou DH, et similaire au gypse HRC ; il peut donc être utilisé dans la production de matériaux de construction.
Les exigences moyennes du procédé hémidihydrate sont indiquées dans le tableau 2.
Procédé dihydrate-hémihydrate — DHH
Bien que les sections d’attaque et de digestion fonctionnent sous conditions dihydrate, il n’est pas souhaitable d’obtenir un degré très élevé de récupération du P₂O₅ lors de la séparation de l’acide du dihydrate, car l’étape ultérieure de déshydratation nécessite environ 20 à 40 % de P₂O₅ et 10 à 20 % de H₂SO₄. Un filtre ou une centrifugeuse peut être utilisé pour produire une bouillie épaissie de gypse dans de l’acide phosphorique à la concentration correcte, et il n’est pas d’une importance critique de produire des cristaux hautement filtrables lors de la première étape. Ainsi, il est possible de produire un acide atteignant environ 35 % de P₂O₅, contre un maximum d’environ 30 % pour le procédé dihydrate ordinaire. La transformation du dihydrate en hémihydrate n’est pas gênée par les impuretés présentes dans la kola-apatite et dans d’autres roches ignées, pour lesquelles ce procédé est très adapté.
Le procédé dihydrate-hémihydrate présente à peu près les mêmes avantages et inconvénients que le procédé hémihydrate-dihydrate, sauf que le sous-produit hémihydrate peut être plus utile que le gypse dans certains cas. De plus, l’hémihydrate présente un comportement d’auto-séchage. Le sulfate de calcium hémihydrate, après filtration, absorbe l’humidité du gâteau pour recristalliser en dihydrate. En revanche, la concentration de l’acide produit est légèrement plus faible.
Un procédé sans filtration intermédiaire, appelé attaque dihydrate – filtration hémihydrate — D-A-HF —, a été développé récemment. Les principaux avantages de ce procédé sont la réduction du coût de l’unité par rapport au procédé DHH à deux étapes de filtration, sa concentration plus élevée en P₂O₅ dans l’acide et sa meilleure récupération du P₂O₅ par comparaison avec le procédé DH classique à une seule étape. En revanche, l’acide produit contient davantage de sulfate, et une étape supplémentaire de désulfatation peut être nécessaire selon l’application en aval.
Ingénierie / construction de l’unité
Matériaux de construction: Le choix des matériaux de construction est très important, car il influence le degré de maintenance et les temps d’arrêt d’une unité de production d’acide phosphorique.
Les vitesses de corrosion dans une unité sont variables et dépendent largement de la teneur en chlorures et en fluorures libres de l’acide.
Les matériaux de construction typiques pour les différents équipements sont les suivants :
Réacteurs : béton, avec agrégats résistants aux acides tels que le sable siliceux et le gravier ; acier doux revêtu de caoutchouc — RLMS, rubber lined mild steel — protégé par des briques de carbone.
Cuves : RLMS, polypropylène, FRP — polypropylène renforcé de fibres.
Tuyauteries : polypropylène, FRP, acier carbone revêtu de caoutchouc.
Agitateurs : Alloy 20, 904L, HV9, Sanicro 28, Ferralium 255, 317L, Uranus B6 et Uranus 52N+ — Super Duplex.
Pompes : Alloy 20 et 904L, Alloy 28, HV9, Sanicro 28, polyéthylène haute densité, Ferrahum 255, 317L, Hastelloy C et Uranus 52N+ — Super Duplex.
Échangeurs de chaleur : graphite imprégné renforcé par fibre de carbone, tel que Diabon — Sigri —, Bigilor, Graphilor BS — Le Carbone-Lorraine.
Les parties les plus critiques et les plus vulnérables d’une unité d’acide phosphorique sont les agitateurs, les pompes et les filtres. Les conditions corrosives sont les plus sévères pour les agitateurs ; toutefois, ceux-ci peuvent être remplacés avec une relative facilité et à faible coût. Les filtres, en revanche, sont volumineux, coûteux et difficiles à remplacer ou à réparer. Les conditions corrosives sont un peu moins sévères pour les filtres que pour les agitateurs, car la température moyenne y est plus basse et l’érosion constitue un facteur moins important.
Pendant de nombreuses années, l’acier inoxydable 316L a été un matériau de construction courant pour les agitateurs, les filtres et les autres équipements en contact direct avec l’acide phosphorique humide ou la bouillie réactionnelle. Il est maintenant remplacé par le 904L pour l’acide et par l’Uranus 52N+ — Super Duplex — pour les bouillies abrasives.
192, 1980, The Oxy Hemihydrate Phosphoric Acid Process, M. B. Caesar, H. C. Smith, L. E. Mercando.
209, 1982, Recent Experiences in Phosphoric Acid Production by Hemihydrate Routes, M. L. Parker, C. McDonald.
248, 1986, Relative Merits of Different Filters for Hemihydrate Filtration, M. L. Parker, J. A. Hallsworth.
Liens vers des sources externes
Becker, P. 1989. Phosphates and Phosphoric Acid: Raw Materials, Technology, and Economics of the Wet Process. Marcel Dekker, Inc., New York, NY, U.S.A.
Havelange, S. et al. 2022. Phosphoric Acid and Phosphates dans Ullmann’s Encyclopaedia of Industrial Chemistry.
Slack, A. V. 1968. Phosphoric Acid — Part I and II. Marcel Dekker, Inc., New York, NY, U.S.A.
Broyage et autres opérations de préparation de la roche.
Réaction entre la roche phosphatée et l’acide sulfurique.
Filtration pour séparer l’acide phosphorique du gypse.
Concentration et clarification de l’acide phosphorique.
Traitement des boues.
Exigences du procédé dihydrate.
La description de la production d’acide phosphorique sera divisée selon les étapes indiquées dans la table des matières, puis suivie d’un résumé des exigences du procédé.
Sélection de la roche phosphatée
De nombreuses usines d’acide phosphorique sont construites dans des pays où la roche phosphatée doit être importée. L’usine est souvent conçue sur la base d’une seule roche phosphatée ; toutefois, il est souvent prudent d’intégrer dans la conception de l’usine une flexibilité suffisante permettant l’utilisation de roches provenant de différentes sources. Cette polyvalence permet au producteur de tirer profit des situations concurrentielles et d’éviter les perturbations d’approvisionnement lorsque la source prévue devient insuffisante ou est interrompue par des hostilités, des catastrophes ou d’autres circonstances.
De nombreuses usines trouvent avantageux d’utiliser un mélange de roches provenant de différentes sources. Le surcoût lié à la conception d’une usine plus polyvalente peut généralement être récupéré plusieurs fois grâce aux économies résultant de la liberté de choix sur le marché mondial. Voici quelques exemples de mesures permettant d’augmenter la polyvalence d’une usine :
Capacité supplémentaire de broyage pour les roches plus dures.
Capacité supplémentaire de filtration pour les roches qui provoquent une filtration plus lente ou qui ont une teneur plus faible en P₂O₅.
Systèmes de manutention des boues capables de traiter les impuretés insolubles dans l’acide contenues dans la roche.
Construction plus résistante à la corrosion pour les roches contenant des impuretés corrosives.
Capacité supplémentaire de traitement des boues pour les roches ayant un rapport élevé en éléments mineurs, appelé MER, défini par : MER = (Al₂O₃ + Fe₂O₃ + MgO) / P₂O₅.
Lorsque l’usine est construite sur le site de la mine ou à proximité, il reste malgré tout probable que la composition de la roche varie. De plus, d’autres questions doivent être prises en considération concernant l’équilibre économique optimal entre le coût d’un enrichissement supplémentaire et le coût d’utilisation d’une roche de plus faible teneur.
Le choix de la source de roche phosphatée est parfois considéré comme une simple question consistant à obtenir une quantité donnée de P₂O₅ dans la roche livrée à l’usine au prix le plus bas. Cependant, la roche phosphatée est une matière première complexe qui affecte le fonctionnement de l’usine de nombreuses manières, dont certaines peuvent être imprévisibles. Par conséquent, une évaluation approfondie de tous les facteurs de qualité doit être réalisée avant de choisir une roche phosphatée ou de passer d’une source à une autre.
Une analyse chimique et minéralogique complète d’une roche phosphatée est utile pour évaluer son aptitude à la fabrication de l’acide phosphorique. Toutefois, cette information n’est pas suffisante à elle seule ; des essais en usine ou en installation pilote sont nécessaires pour obtenir une évaluation fiable, sauf si la roche a déjà été utilisée de manière intensive dans d’autres usines similaires avec des résultats connus.
Les facteurs de qualité suivants peuvent servir de guide général pour la sélection d’une roche phosphatée destinée à la production d’acide phosphorique. L’effet économique de nombreux facteurs peut être évalué quantitativement afin d’obtenir une valeur comparative des différentes sources de roche phosphatée.
En partant d’une roche de qualité standard, les facteurs de qualité les plus courants pour la production d’acide phosphorique par voie humide, ainsi que leurs effets, sont les suivants :
Une teneur plus faible en P₂O₅ signifie qu’une quantité plus importante de roche doit être achetée, transportée, manutentionnée et généralement broyée.
Une augmentation du rapport massique CaO/P₂O₅ augmente les besoins en acide sulfurique. Tout CaO présent sous forme de CaSO₄ doit être exclu du calcul de ce rapport.
L’oxyde de magnésium augmente la viscosité de l’acide et peut affecter négativement la vitesse de filtration du gypse. L’oxyde de magnésium forme aussi des précipités avec le fluor dans le réacteur, ce qui peut colmater la toile filtrante ; par conséquent, une teneur élevée en MgO est considérée comme défavorable. Lorsque l’acide phosphorique est utilisé pour produire des phosphates d’ammonium ou des polyphosphates, des composés de phosphate ammoniaco-magnésien insolubles dans l’eau, mais solubles dans le citrate, peuvent se former. Ces composés constituent des impuretés gênantes dans les engrais liquides.
Des augmentations de la teneur en Fe₂O₃ + Al₂O₃ au-delà de 2 à 3 % diminuent la capacité de l’usine, réduisent souvent la récupération du P₂O₅ et provoquent des problèmes de post-précipitation, c’est-à-dire de formation de boues. Toutefois, une teneur allant jusqu’à environ 4 % peut être tolérable, c’est-à-dire un MER inférieur à 0,08. D’un autre côté, Al₂O₃ et MgO peuvent présenter un certain avantage, car ils réduisent la corrosivité de l’acide en formant des ions complexes avec les ions fluorure libres.
Il est souhaitable d’avoir suffisamment de silice réactive, SiO₂, pour former du SiF₄ et/ou des fluosilicates, afin d’éviter la formation d’acide fluorhydrique libre, HF, qui est très corrosif. Un excès de silice ou d’autres impuretés insolubles dans l’acide peut provoquer l’érosion des équipements et des accumulations possibles dans les cuves d’attaque, selon la granulométrie, la nature de la roche et la conception de l’installation. De plus, un pourcentage élevé de silice dans la roche augmenterait la surface de filtration requise.
Des teneurs en chlore supérieures à environ 0,03 % entraînent une corrosion accrue de l’acier inoxydable, en particulier dans les procédés à forte concentration et à haute température. Des alliages plus coûteux peuvent tolérer des teneurs en chlore de 0,10 %, voire davantage.
Une teneur élevée en matière organique peut augmenter les problèmes de moussage, en stabilisant la mousse, augmenter la viscosité et gêner la filtration. L’effet dépend à la fois de la nature et de la quantité de matière organique. Certaines roches doivent être calcinées pour éliminer la matière organique et les rendre utilisables.
Les carbonates, ainsi que le dioxyde de carbone CO₂ qui en résulte, contribuent au moussage et augmentent la consommation d’agents antimousse. La présence de carbonates augmente la réactivité de la roche, c’est-à-dire une dissolution plus rapide, et peut améliorer la récupération du P₂O₅ en réduisant la quantité de phosphate non réagi.
Toutes les roches phosphatées commerciales contiennent du fluor, F ; aucun effet particulier n’a été observé en raison des variations de teneur en fluor dans la plage d’expérience industrielle. Les effets du fluor sur l’entartrage, la corrosion et la post-précipitation sont liés à d’autres éléments qui se combinent avec le fluor, notamment Na, K, Al, Mg et Si.
Lors de l’acidulation, certaines roches contenant des sulfures libèrent du sulfure d’hydrogène, H₂S, un gaz toxique qui doit être neutralisé dans le laveur de gaz. Ces sulfures ont tendance à augmenter la corrosion.
Le strontium et les lanthanides, c’est-à-dire les terres rares, présents dans les roches ignées, inhibent la réhydratation de l’hémihydrate en gypse, ce qui peut provoquer des problèmes dans certains procédés de fabrication d’acide phosphorique. De plus, le strontium provoque des problèmes dans les sections de concentration, car le sulfate de strontium présente une solubilité minimale dans l’acide à 40 % de P₂O₅. Un film extrêmement mince de SrSO₄ entraîne une réduction très marquée de la capacité, en raison d’une perte de transfert thermique dans l’échangeur de chaleur de l’unité de concentration.
Des teneurs élevées en impuretés toxiques dans la roche phosphatée utilisée, par exemple des composés de cadmium et d’arsenic, peuvent rendre l’acide phosphorique obtenu impropre à la production d’engrais.
La dureté est un facteur important, car les roches plus dures nécessitent une plus grande capacité de broyage.
La granulométrie de la roche à la réception affecte la quantité de concassage et de broyage requise. Une granulométrie très fine peut entraîner des pertes de poussières lors de la manutention.
Une faible réactivité de la roche peut nécessiter un broyage plus fin.
La filtrabilité de la suspension roche-acide est l’une des caractéristiques les plus importantes d’une roche phosphatée destinée à la production d’acide phosphorique. Les facteurs qui influencent la filtrabilité sont complexes et ne sont pas entièrement compris. Toutefois, si une usine doit être conçue pour utiliser une roche spécifique, une vitesse de filtration acceptable peut généralement être obtenue expérimentalement en ajustant les conditions opératoires, en ajoutant des modificateurs de cristallisation ou en effectuant un prétraitement de la roche.
Le tableau 1 donne la plage de composition et les valeurs médianes d’un groupe de 15 roches phosphatées provenant de sources commerciales. Bien que ce groupe soit représentatif, des compositions situées en dehors de cette plage ont également été utilisées. En supposant une récupération globale de 94 % du P₂O₅, la quantité de roche phosphatée requise par tonne de P₂O₅ récupérée sous forme d’acide phosphorique est donnée dans le tableau 2.
P₂O₅ désigne l’anhydride phosphorique, utilisé comme unité conventionnelle pour exprimer la richesse en phosphate.
Rrapport CaO/P₂O₅, très important pour estimer notamment les besoins en acide sulfurique dans le procédé humide.
Calcul des besoins en acide sulfurique
Bien que le besoin en acide sulfurique pour produire de l’acide phosphorique à partir d’une roche donnée soit déterminé de préférence expérimentalement, il est parfois nécessaire de le calculer à partir de l’analyse chimique de la roche. En première approximation, les besoins en acide sulfurique peuvent être assimilés à la quantité nécessaire pour se combiner avec le calcium contenu dans la roche afin de former du sulfate de calcium. Cette valeur calculée est souvent suffisamment proche pour les besoins de planification. Les besoins par tonne de P₂O₅ récupérée doivent être ajustés en fonction du rendement attendu. Le rendement global d’un procédé dihydrate unique dépasse rarement 94 % si l’on inclut les pertes mécaniques et les pertes sous forme de boues.
Si une analyse complète de la roche est disponible, un calcul plus exact peut être réalisé. La méthode est illustrée dans le tableau 3 et expliquée ci-dessous :
En supposant une récupération globale de 94 % du P₂O₅, 1,064 kg de P₂O₅ dans la roche sont nécessaires par tonne de P₂O₅ récupérée.
Si la roche contient 33 % de P₂O₅, 3,224 kg de roche sont nécessaires.
La teneur en CaO de la roche est calculée. Si la roche contient un autre cation formant un sulfate insoluble, comme le baryum, son équivalent CaO doit être ajouté.
L’équivalent CaO de la teneur en SO₃, et non du soufre total, doit être pris en considération.
Le gâteau de filtration typique contient environ 3,3 % du P₂O₅ d’alimentation sous des formes insolubles, dont 1 % peut correspondre à de la roche non réagie et 2,3 % à du CaHPO₄ co-cristallisé avec le gypse. Le rapport massique global du CaO combiné au P₂O₅ est d’environ 1,0.
L’hypothèse empirique est que 15 % du fluor se combine avec le CaO pour former du CaF₂. Les réactions réelles sont beaucoup plus complexes ; Ca₄SO₄SiF₆AlF₆(OH)·12H₂O est un exemple de composé insoluble complexe trouvé dans le gâteau de filtration.
Les éléments 4, 5 et 6 sont additionnés.
L’élément 7 est soustrait de l’élément 3 afin d’obtenir la quantité nette de CaO disponible pour réagir avec H₂SO₄.
L’équivalent H₂SO₄ du CaO est calculé.
La quantité d’excès de H₂SO₄ est calculée en supposant que l’acide à 30 % de P₂O₅ contient 1,5 % de H₂SO₄ libre.
Le besoin total en H₂SO₄ correspond à l’élément 9 plus l’élément 10.
À titre de comparaison, l’étape 12 du tableau 3 indique le besoin en H₂SO₄ basé simplement sur le CaO total.
Dans le tableau 4, le besoin en acide sulfurique pour une roche de qualité médiane est tiré du tableau 3, soit 2,78 tonnes de H₂SO₄ par tonne de P₂O₅, et les besoins pour les roches ayant d’autres rapports CaO/P₂O₅ sont estimés proportionnellement à ce rapport.
Source de l’acide sulfurique
Certains aspects de la source de l’acide influencent les usines de production d’acide phosphorique. La plupart des usines d’acide phosphorique, mais pas toutes, disposent sur site d’installations de production d’acide sulfurique à partir de soufre ou de pyrites. Dans ce cas, la chaleur est récupérée depuis les unités d’acide sulfurique sous forme de vapeur, qui est disponible pour la concentration de l’acide phosphorique et pour d’autres usages.
Enfin, l’acide sulfurique provenant de pyrites, d’opérations de fonderie ou d’autres sources de sous-produits peut contenir des impuretés qui peuvent être nuisibles ou non à la production d’acide phosphorique. Dans au moins un cas, l’acide issu d’une fonderie de zinc s’est révélé utile, car l’engrais produit à partir de l’acide phosphorique contenait suffisamment de zinc, principalement dérivé de l’acide de fonderie, pour améliorer les rendements des cultures dans des zones déficientes en zinc. Le même avantage s’applique à un autre micronutriment : le cuivre.
Réception et stockage des matières premières
Un système efficace de manutention en vrac et de stockage de la roche phosphatée et des autres matières premières est nécessaire dans une usine moderne d’acide phosphorique. Les critères à satisfaire sont les suivants :
a. déchargement rapide des navires ou des autres unités de livraison ; b. perte négligeable de roche ; c. stockage facile, avec possibilité de séparer les cargaisons ou de les mélanger selon les besoins ; d. reprise efficace depuis le stockage ; e. protection contre le vent, la pluie, la neige et le gel ; f. protection contre la contamination par d’autres matières premières, les poussières transportées par le vent, le sol, etc. ; g. possibilité d’extension si les besoins futurs le justifient.
Lorsque la roche phosphatée est reçue sèche, il est généralement souhaitable de la maintenir sèche par un stockage couvert, en particulier si elle doit être utilisée dans un système de broyage à sec, afin d’éviter les frais de reséchage. Si un stockage à l’air libre est utilisé, le vent ou de fortes pluies peuvent provoquer des pertes de roche pouvant atteindre plusieurs pour cent lorsque celle-ci contient beaucoup de fines. Toutefois, une roche relativement grossière peut être stockée en tas ouverts, en particulier si elle doit être broyée par voie humide. La capacité de stockage devrait être au moins égale à 1,5 fois la plus grande cargaison afin de permettre les retards. Une capacité de stockage encore plus importante peut être avantageuse pour le mélange des cargaisons.
Broyage et préparation de la roche
Les options de broyage de la roche sont le broyage à sec, le broyage humide ou l’absence de broyage. Plusieurs procédés revendiquent la possibilité d’utiliser la roche sans broyage si elle est plus fine que 35 mesh ou, dans certains cas, 20 mesh selon la série Tyler, correspondant approximativement aux dimensions normalisées de 425 et 850 µm.
La plupart des anciennes usines et certaines nouvelles utilisent le broyage à sec. Des broyeurs pendulaires à galets ou des broyeurs à boulets sont souvent utilisés avec classification pneumatique. La puissance requise dépend naturellement de la taille initiale de la roche, de sa dureté et de la granulométrie souhaitée. Pour broyer une roche de Floride jusqu’à 55 % passant à 200 mesh, une exigence de 15 à 20 kWh par tonne de roche a été suggérée, incluant la classification pneumatique et le transport pneumatique vers le stockage de roche broyée. Les roches plus tendres peuvent nécessiter seulement la moitié à deux tiers de cette énergie.
Dans les usines plus récentes situées près de la mine, on observe une tendance générale vers le broyage humide. Le broyage humide est réalisé dans un broyeur à boulets ; une pulpe contenant 60 à 70 % de solides est produite puis envoyée au digesteur par l’intermédiaire d’un bac tampon. Les avantages du broyage humide sont une réduction de 30 à 40 % de la consommation d’énergie, l’élimination des pertes de poussières, l’absence de pollution atmosphérique par les poussières et l’absence de nécessité de sécher la roche. Ses principaux inconvénients sont une usure quelque peu plus rapide des boulets et du revêtement du broyeur, un bilan hydrique plus complexe pour l’usine d’acide phosphorique, avec une augmentation potentielle du débit d’effluents, ainsi qu’une diminution de la quantité d’eaux usées recyclées pouvant être utilisées dans la production d’acide phosphorique et susceptibles de contenir certains ions de valeur.
Il est nécessaire de maintenir un contrôle raisonnablement étroit du rapport eau/solides pendant le broyage. Pour le broyage humide d’une roche de Floride de 163 tonnes par heure jusqu’à moins 35 mesh, la puissance requise donnée par Shearon était de 1 865 kW pour un broyage en circuit fermé et de 2 835 à 2 984 kW pour un broyage en circuit ouvert. La consommation d’énergie correspondante est d’environ 11,4 kWh/t et d’environ 18 kWh/t pour le broyage humide en circuit fermé et en circuit ouvert, respectivement.
Il existe certaines divergences d’opinion sur la nécessité d’un broyage fin des roches très réactives, telles que l’apatite ignée. Lutz et Pratt suggèrent qu’une telle roche devrait être broyée jusqu’à 80 % passant à 200 mesh ; tandis que Somerville considère que la réactivité de la roche n’est pas un facteur majeur. Selon Somerville, l’apatite de Meramec, Missouri, non broyée et passant à moins 150 mesh, est satisfaisante. L’explication de cette divergence d’opinion réside probablement dans le type de digesteur utilisé.
La calcination de la roche phosphatée est généralement considérée comme une partie de l’enrichissement. Toutefois, certains producteurs d’acide phosphorique qui achètent leur roche la calcinent également pour éliminer la matière organique ou réduire la teneur en carbonates, ou les deux. L’un des objectifs de la calcination est d’améliorer la couleur des produits, tels que les engrais liquides ou les produits non fertilisants comme le tripolyphosphate de sodium. Une économie d’agents antimousse constitue un autre avantage.
Système réactionnel — étape d’acidulation
Il existe de nombreux types de systèmes réactionnels utilisés. L’objectif de la conception du système réactionnel est de réaliser la réaction entre la roche phosphatée et l’acide sulfurique afin de récupérer le pourcentage maximal de P₂O₅ de la roche sous forme d’acide phosphorique, de la manière la plus simple et la moins coûteuse possible. Puisque l’étape de filtration est l’étape la plus critique et la plus coûteuse du procédé, un objectif principal de l’étape réactionnelle est de former des cristaux de gypse d’une taille et d’une forme telles que la filtration et le lavage puissent être effectués rapidement et efficacement.
Maximiser la récupération signifie minimiser les pertes. Trois types de pertes de P₂O₅ sont reconnus :
roche phosphatée non réagie ;
P₂O₅ co-cristallisé avec le gypse par substitution isomorphe de HPO₄²⁻ à SO₄²⁻ ;
acide phosphorique perdu dans le gypse à cause d’un lavage incomplet.
Une quatrième source de pertes devrait peut-être être mentionnée : les pertes mécaniques dues aux débordements, aux fuites, au lavage des toiles filtrantes, aux tuyauteries, aux équipements de détartrage et aux pertes sous forme de boues.
Le but de l’étape réactionnelle n’est pas seulement d’extraire le phosphate de la roche, mais aussi d’assurer une croissance lente des cristaux de gypse jusqu’à une taille relativement grande. Pour atteindre cet objectif, les systèmes réactionnels sont conçus de manière à éviter le contact direct entre les deux réactifs : la roche phosphatée et l’acide sulfurique. Une forte concentration d’acide sulfurique libre entraînerait le revêtement de la roche phosphatée par le produit de réaction, le sulfate de calcium, bloquant ainsi toute réaction ultérieure.
Un cas grave de « blocage réactionnel » dans une usine d’acide phosphorique peut nécessiter plusieurs heures, voire plusieurs jours, pour être corrigé. À l’inverse, une concentration élevée en ions calcium, c’est-à-dire une faible teneur en sulfate dans la suspension, augmente la quantité de phosphate co-cristallisé avec le gypse. Par conséquent, l’objectif des concepteurs et des opérateurs des systèmes réactionnels est de maintenir une composition uniforme de la suspension, en évitant les poches de forte concentration en sulfate ou en calcium. La phase liquide se compose généralement d’acide phosphorique, environ 25 à 30 % de P₂O₅, contenant environ 2 à 2,5 % d’acide sulfurique libre ; la concentration optimale d’acide sulfurique libre varie selon la composition de la roche. La phase solide est principalement constituée de gypse. La proportion de solides dans la suspension est d’environ 30 à 35 %. Les particules de roche phosphatée introduites dans cette suspension se dissolvent rapidement dans l’acide phosphorique de la phase liquide, ce qui provoque une sursaturation en sulfate de calcium et entraîne la croissance des cristaux de gypse.
Pour se rapprocher de cette situation idéale, les flux entrants d’acide sulfurique et de roche phosphatée sont mélangés à la suspension, directement ou indirectement, aussi rapidement et complètement que possible, et la suspension dans le système réactionnel est agitée afin d’assurer son homogénéité. La roche phosphatée peut également être prémélangée avec une suspension réactionnelle recyclée. L’acide sulfurique peut être pulvérisé à la surface de la suspension dans la cuve de réaction ou prémélangé avec de l’acide phosphorique faible recyclé.
Dans de nombreuses anciennes usines à refroidissement du réacteur par air, l’acide sulfurique était dilué, parfois à 55 à 60 % de H₂SO₄, puis refroidi dans un échangeur de chaleur avant utilisation. La plupart des usines modernes, équipées d’un refroidissement par refroidisseur flash, utilisent l’acide sulfurique à la concentration à laquelle il est reçu, généralement 98 à 98,5 % de H₂SO₄.
Lorsque de l’acide sulfurique fort est prémélangé avec de l’acide phosphorique faible recyclé, une quantité importante de chaleur est libérée, accompagnée d’une évaporation de l’eau et d’une volatilisation des composés fluorés, principalement SiF₄ et HF. Un flux de vapeur riche en composés fluorés est ainsi produit ; il peut être récupéré sous forme d’acide fluosilicique pour la vente ou pour un traitement ultérieur.
Les différents procédés dihydrates se distinguent essentiellement par l’étape réactionnelle. La conception du réacteur appartient généralement à l’une des deux catégories suivantes : réacteurs multicompartiments ou réacteurs à cuve unique.
Les procédés utilisant plus d’une cuve ou plus d’un compartiment incluent le procédé dihydrate Prayon Mark IV, qui est aujourd’hui l’un des procédés les plus largement utilisés. Il a conduit au développement de la gamme Prayon pH des procédés hémihydrates, ainsi qu’aux procédés dihydrates Norsk Hydro, à partir desquels les procédés Norsk Hydro HH et HDH ont été développés. Dans le procédé dihydrate Prayon Mark IV, l’acide phosphorique est produit à une concentration d’environ 28 % de P₂O₅. Les réactifs sont alimentés dans une cuve d’attaque multi-compartimentée (Figure 1), construite en béton et revêtue de caoutchouc et de briques de carbone. Des ouvertures spécialement conçues sont prévues dans les parois internes de la cuve d’attaque afin que la suspension réactionnelle puisse s’écouler d’un compartiment à l’autre. Chaque compartiment est équipé d’un agitateur unique de conception spéciale, destiné à assurer les fonctions de mélange, de maintien des solides en suspension et de rupture de la mousse.
La cuve d’attaque est refroidie par circulation de la suspension dans un refroidisseur flash à bas niveau, où la suspension réactionnelle est refroidie par évaporation de l’eau sous vide. Les besoins en puissance de circulation sont maintenus au minimum grâce à l’utilisation d’une pompe de circulation à flux axial et à la faible hauteur du refroidisseur flash au-dessus de la cuve d’attaque. La température dans la cuve d’attaque est contrôlée en faisant varier le vide appliqué au refroidisseur flash.
La suspension issue de la cuve déborde vers le système de digestion, où le sulfate de calcium cristallise. La section de digestion peut être constituée d’une seule cuve selon la capacité de l’usine. Pour les grandes usines, elle comprend deux ou trois cuves de digestion en acier au carbone revêtues de caoutchouc ; chacune est équipée d’un seul agitateur.
La cuve de réaction(Figure 2) est construite en acier revêtu de caoutchouc ou en béton, et elle est garnie de briques de carbone. Des chicanes sont fixées aux parois afin d’empêcher la suspension de tourner en masse comme un seul corps à l’intérieur de la cuve. Le couvercle du réacteur est construit en panneaux revêtus de polyester ou d’ébonite. La roche phosphatée est introduite par un conduit spécial à l’intérieur d’une enveloppe cylindrique en un ou deux points, selon la taille de la cuve, et dans la zone turbulente de l’agitateur central, du côté opposé à la hotte d’extraction des gaz. L’acide sulfurique est introduit dans un ou plusieurs disques indépendants fixés aux arbres d’entraînement de certains refroidisseurs de surface. L’équipement propriétaire distribue l’acide de manière uniforme sur toute la surface de la cuve, de sorte qu’un acide à 98 % peut être introduit directement sans dilution préalable. Il n’y a pas de risque d’excès local de concentration en acide sulfurique ni de pics de température susceptibles d’affecter défavorablement la cristallisation.
Le contrôle de la température est assuré par un écoulement d’air au-dessus de la surface de la suspension dans le réacteur. Le couvercle de la cuve, placé entre 1 et 1,2 m au-dessus du niveau de la suspension, est perforé afin de permettre l’entrée d’air atmosphérique sur environ la moitié du diamètre de la cuve ; il est équipé d’une hotte de sortie des gaz du côté opposé de la cuve. Un ventilateur assure la circulation de l’air. Le procédé DIPLО de Rhône-Poulenc est une variante du procédé à cuve unique (Figure 3). Il repose sur les mêmes principes que le procédé à cuve unique, mais il diffère par l’utilisation de deux cuves d’attaque en série, sans recirculation entre elles. Ce procédé a été développé pour traiter des phosphates de faible teneur, moins réactifs ou non broyés. Les deux procédés développés par Rhône-Poulenc, le procédé à cuve unique et le procédé DIPLO, ont été acquis par Speichim, qui appartient maintenant à Technip.
Le procédé a été spécialement développé pour utiliser la roche de Gafsa de faible teneur, qui présente une teneur relativement élevée en carbonates, et il est principalement utilisé en Tunisie. Le dioxyde de carbone libéré dans la section d’attaque favorise la circulation de la suspension. En raison de la forte concentration en gaz, une zone de suspension de faible densité est créée. Grâce à une ouverture située au fond, un tirage naturel s’établit, ce qui met la suspension en mouvement dans un écoulement continu. Cette circulation est encore renforcée par un agitateur axial-radial à double turbine fonctionnant comme une pompe.
Comme la qualité de la roche locale a continué à diminuer, la SIAPE a modifié son procédé en ajoutant une cuve de digestion équipée de deux agitateurs (Figure 4). La suspension à 78–80 °C est envoyée depuis la section extérieure du réacteur vers la cuve de digestion, où elle est refroidie à 72–73 °C avant d’être renvoyée vers le compartiment central du réacteur. Cet agencement permet de maintenir un gradient de température entre la suspension recyclée et la suspension présente dans la cuve d’attaque, ce qui est nécessaire pour obtenir une bonne croissance cristalline.
Un autre type de système à réacteur unique est le procédé dihydrate d’acide phosphorique Jacobs, comprenant un réacteur annulaire avec des compartiments séparés pour l’étanchéité du refroidisseur et l’alimentation du filtre. La conception du réacteur permet d’ajouter la roche phosphatée et l’acide sulfurique en plusieurs points. Le réacteur est équipé de plusieurs agitateurs, et le refroidissement est généralement assuré par des refroidisseurs flash à bas niveau (Figure 5). L’action combinée des pompes de circulation du refroidisseur et du rétromélange d’un agitateur à l’autre fournit le degré de recirculation nécessaire dans le réacteur. Le système permet un contrôle facile du sulfate, une bonne croissance cristalline et de faibles taux de nucléation. Ce procédé fait partie des procédés les plus largement utilisés.
Parmi les procédés utilisant un réacteur à cuve unique, certains sont de type conventionnel, tandis que d’autres appartiennent au type dit « isotherme ». Dans les procédés isothermes, le réacteur est maintenu à une température constante — d’où le nom « isotherme » — en maintenant le contenu en circulation rapide. Toutefois, ce type de procédé n’est utilisé que par un petit nombre d’usines.
Les temps de séjour dans les installations industrielles sont généralement de l’ordre de 3 à 4 heures. L’une des raisons est liée à la formation de bons cristaux de gypse, comme indiqué précédemment. Une autre raison réside dans la difficulté de contrôler précisément la teneur en acide sulfurique libre, ou plus exactement la teneur en ions sulfate SO₄²⁻ de la phase liquide, lorsque le temps de réaction est court. Le contrôle précis de cette valeur est extrêmement important. Bien que le niveau optimal dépende de la nature de la roche, une valeur d’environ 1,5 % est typique. Des perturbations graves peuvent survenir lorsque la teneur en SO₄²⁻ s’écarte sensiblement de la valeur optimale. De toute évidence, plus le temps de réaction est court, plus les problèmes peuvent apparaître rapidement et fréquemment.
Système de filtration
La fonction de l’étape de filtration est de séparer le gypse, ainsi que toutes les matières insolubles provenant de la roche phosphatée ou formées au cours de la réaction, du produit acide phosphorique, de la façon la plus complète, efficace et économique possible. Toutes les usines modernes utilisent uniquement des filtres horizontaux continus sous vide.
Les types de filtres les plus courants sont les filtres rotatifs à cellules basculantes, les filtres à table rotative et les filtres à bande. Dans chacun de ces filtres, le cycle comprend les étapes suivantes :
dépôt de la suspension acide phosphorique-gypse sur le filtre ;
collecte de l’acide produit par application du vide ;
deux ou trois lavages à contre-courant afin d’achever l’élimination de l’acide phosphorique contenu dans le gypse ;
décharge du gypse lavé ;
lavage de la toile filtrante afin d’éviter l’accumulation de matières susceptibles de former des dépôts ou des incrustations.
La séquence des opérations est illustrée dans la figure 6. Dans les sections de lavage, des solutions d’acide phosphorique de plus en plus diluées sont collectées successivement. Le dernier lavage est réalisé avec de l’eau fraîche ou parfois avec de l’eau recyclée provenant d’un bassin de gypse ou de puisards recueillant l’eau de lavage de la toile filtrante, les débordements ou les égouttures.
L’acide très dilué collecté dans la dernière section est renvoyé vers la section précédente, tandis que le filtrat du premier lavage est recyclé vers les cuves réactionnelles. Une partie de l’acide produit peut également être recyclée vers l’étape de digestion afin de maintenir le pourcentage de solides dans la suspension à un niveau maîtrisable, généralement entre 25 et 40 %.
Les filtres sont généralement dimensionnés selon leur surface active, qui peut atteindre environ 320 m². La vitesse de rotation, dans le cas d’un filtre rotatif, ou la vitesse de déplacement, dans le cas d’un filtre à bande, est réglable afin de permettre les ajustements nécessaires selon les caractéristiques de filtration de la suspension et d’autres facteurs.
Le taux de production peut varier largement, principalement selon le type de filtre et la qualité de la roche phosphatée, mais un facteur de conception courant est de 3 à 6 tonnes de P₂O₅ par m² et par jour, parfois davantage. Ce taux a tendance à diminuer à mesure que la qualité de la roche se dégrade. La vitesse de filtration est principalement influencée par la taille et la forme des cristaux de gypse, lesquelles dépendent elles-mêmes des conditions dans la section réactionnelle, notamment du type de roche phosphatée, de l’utilisation de modificateurs de morphologie cristalline, ou CHM, du contrôle des conditions réactionnelles, etc. Les impuretés insolubles contenues dans la roche, telles que l’argile et la silice, peuvent affecter défavorablement les vitesses de filtration. La vitesse de filtration est également influencée par la température, la concentration et la viscosité de l’acide, ainsi que par le taux de récupération souhaité. Bien que de nombreuses usines cherchent à obtenir une récupération maximale, il existe souvent, dans des installations données, un taux d’exploitation économiquement optimal permettant d’augmenter la production au prix d’un certain sacrifice sur la récupération.
Concentration et clarification
L’acide phosphorique produit par la plupart des procédés dihydrates contient 25 à 30 % de P₂O₅ ; il s’agit de l’acide de filtration. Un acide de cette concentration peut être utilisé dans certains procédés de fabrication d’engrais, mais, pour la plupart des usages, il est économiquement préférable de le concentrer par évaporation d’une partie de son eau. La concentration souhaitée dépend de l’utilisation finale. Les concentrations indiquées dans le tableau 5 correspondent aux exigences usuelles.
Ces concentrations ne sont que des indications correspondant à la pratique standard ; il est tout à fait possible d’utiliser d’autres concentrations dans la plupart des cas. Par exemple, un acide à 30 % de P₂O₅ a été utilisé pour la production de TSP par un procédé nécessitant un séchage important du produit. Toutefois, l’énergie est généralement utilisée plus efficacement pour concentrer l’acide que pour sécher un produit avec des taux élevés de recyclage. Cela est particulièrement vrai lorsque l’énergie est disponible sous forme de vapeur provenant d’une unité voisine de production d’acide sulfurique.
Des précipités se forment dans l’acide phosphorique avant, pendant et après la concentration. Les composés qui précipitent avant la concentration sont probablement principalement du sulfate de calcium et des fluosilicates. Une grande variété de composés peut se former pendant et après la concentration, selon la concentration de l’acide. Ces composés sont collectivement appelés « boues » et provoquent de nombreuses difficultés lors de la manutention et de l’utilisation de l’acide. Ils forment également des dépôts dans les évaporateurs. Par conséquent, de nombreux fabricants clarifient l’acide et recyclent les boues, ou les utilisent dans des produits fertilisants lorsque cela cause le moins de problèmes. La filtration sur filtre-presse constitue une troisième option pour récupérer l’acide et éliminer les solides. L’acide destiné à l’expédition, en particulier, doit être bien clarifié.
L’acide phosphorique produit par les procédés hémihydrates, contenant 40 à 50 % de P₂O₅, est relativement exempt de boues. Cependant, à mesure que la qualité de la roche continue à se dégrader, même les procédés hémihydrates peuvent désormais souffrir de post-précipitation et nécessiter une étape de décantation avec gestion des boues.
La quantité de fluor éliminée pendant la concentration de 30 % à 54 % de P₂O₅ peut représenter 70 à 80 % du fluor initialement présent dans l’acide. La majeure partie de ce fluor est volatilisée puis récupérée sous forme d’acide fluosilicique afin d’éviter la pollution de l’eau de refroidissement dans le condenseur. Dans certains cas, des sous-produits fluorés commercialisables sont produits, tels que l’acide fluosilicique, les fluosilicates, la cryolithe, le fluorure d’aluminium, l’acide fluorhydrique et même le fluorure d’hydrogène liquide.
Les concentrateurs d’acide phosphorique peuvent être classés en deux catégories : ceux à chauffage direct et ceux à chauffage indirect. Dans les évaporateurs à chauffage direct, les gaz de combustion entrent en contact direct avec l’acide, comme dans une tour de pulvérisation ou dans des évaporateurs à combustion immergée. L’utilisation de ce type d’évaporateur a été abandonnée en raison de la difficulté de nettoyer les gaz d’échappement afin de récupérer les brouillards acides et les composés fluorés.
La plupart des procédés de concentration de l’acide phosphorique chauffent l’acide avec de la vapeur dans un échangeur de chaleur sous vide (Figure 7). Les échangeurs de chaleur tubulaires à circulation forcée sont couramment utilisés ; les tubes peuvent être en graphite ou en acier inoxydable. Les tubes en graphite imprégné sont moins coûteux, mais ils sont fragiles et peuvent se fissurer pendant l’exploitation. Certains utilisateurs estimaient qu’à l’échelle de quelques années, les coûts d’investissement et de remplacement des deux systèmes étaient à peu près équivalents. Aujourd’hui, la situation a quelque peu évolué en faveur des échangeurs à tubes en graphite, car de meilleurs matériaux sont utilisés. L’autre type d’échangeur utilise des tubes en carbone. La concentration de 26 % à 54 % de P₂O₅ par chauffage à la vapeur peut être réalisée en une, deux ou trois étapes, parfois avec des étapes intermédiaires de clarification afin de réduire la formation de dépôts dans les échangeurs de chaleur.
La concentration de 28 % à 54 % de P₂O₅ nécessite environ 2 tonnes de vapeur par tonne de P₂O₅ contenu dans l’acide concentré. Cette quantité est généralement disponible depuis la fabrication de l’acide sulfurique lorsque l’acide est produit par combustion du soufre. Les besoins en énergie électrique peuvent varier de 11 à 16 kWh par tonne de P₂O₅, selon l’échelle de l’opération. Environ 6 tonnes d’eau de refroidissement par tonne de P₂O₅ sont nécessaires pour condenser l’eau évaporée de l’acide.
Utilisation des boues
Comme mentionné précédemment, les impuretés formant des boues précipitent dans l’acide phosphorique avant, pendant et après la concentration. Si l’acide est utilisé sur site pour la production d’engrais, il peut être possible de l’utiliser sans séparer les boues. Toutefois, dans certains cas, la quantité de boues peut être si importante qu’elle abaisse la qualité des produits fertilisants en dessous du niveau souhaité.
Les solides de boues qui se forment dans l’acide de filtration, à 28 % de P₂O₅, sont principalement constitués de gypse et de fluosilicates ; dans certains cas, ils peuvent être renvoyés vers l’unité de production d’acide phosphorique sans perturber sérieusement son fonctionnement. Les boues formées après concentration sont susceptibles de contenir une proportion élevée de composés phosphatés de fer et d’aluminium. Un exemple est le composé (Al,Fe)₃KH₁₄(PO₄)₈·4H₂O, également appelé « composé X ». Lehr a identifié 38 composés cristallins distincts présents dans les boues issues de l’acide obtenu par voie humide. Le retour des composés de fer et d’aluminium vers l’unité de production d’acide risque de provoquer certaines difficultés, telles qu’une augmentation de la viscosité de l’acide, une précipitation de phosphate et une réduction de la vitesse de filtration.
Lorsque ces boues doivent être séparées, comme c’est généralement le cas pour l’acide destiné à l’expédition, elles sont souvent valorisées ou utilisées pour la production de triple superphosphate, TSP. La majeure partie du P₂O₅ contenu dans les solides des boues est soluble dans le citrate, mais non soluble dans l’eau ; par conséquent, cette solution n’est pas avantageuse lorsque le TSP est vendu sur la base de sa solubilité dans l’eau.
Les boues peuvent être utilisées dans la production de phosphate monoammonique non granulé, MAP, lequel sert ensuite d’intermédiaire dans la production d’engrais composés. Il n’existe pas de grade standard pour le MAP utilisé comme intermédiaire ; l’utilisateur peut formuler les engrais composés sur la base de l’analyse réelle. Dans ce cas également, les composés de fer, d’aluminium et de magnésium ne sont pas solubles dans l’eau. En réalité, il n’existe pas de méthode économique pour utiliser les solides de boues dans les pays où les engrais phosphatés sont vendus sur la base de leur solubilité dans l’eau.
La précipitation après concentration à 54 % de P₂O₅ est lente et jamais totalement achevée ; davantage de précipités se formeront donc lors d’un stockage ultérieur. Cependant, il existe des méthodes de clarification permettant de réduire le problème des boues dans les acides de qualité marchande à des niveaux maîtrisables.
Exigences du procédé dihydrate
Les besoins en matières premières et en utilités varient d’un procédé dihydrate à l’autre, mais les valeurs indiquées dans le tableau 6 peuvent être considérées comme des valeurs moyennes représentatives.
Références
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Autres références
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112, (1969), Dorr-Oliver HYS Phosphoric Acid Process, A C van Es, J Th Boontje
151, (1975), Newer Developments in Cleaning Wet Process Phosphoric Acid, R Blumberg
201, (1981), From Wet Crude Phosphoric Acid to High Purity Products, A Davister, G Martin
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806, (2017), Capturing phosphoric acid know-how in a training simulator, A Durand and S Joao
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Sources externes
Becker, P. 1989. Phosphates and Phosphoric Acid: Raw Materials, Technology, and Economics of the Wet Process. Marcel Dekker, Inc., New York, États-Unis.
Les gisements de roche phosphatée contiennent plusieurs millions de tonnes d’uranium, qui peuvent être extraites comme sous-produit de la fabrication des engrais.
Environ 20 000 tonnes d’uranium ont déjà été obtenues à partir de ces gisements de roche phosphatée, mais le procédé est devenu non rentable dans les années 1990.
La hausse des prix de l’uranium et les améliorations des procédés ont modifié la situation économique.
En plus des 6,1 millions de tonnes d’uranium présentes dans les ressources récupérables connues, il existe des quantités substantielles appartenant à ce que l’on appelle les ressources non conventionnelles. La principale ressource non conventionnelle d’uranium est la roche phosphatée, ou phosphorite. Environ 20 000 tU ont été récupérées comme sous-produit de la production de phosphates agricoles jusqu’aux années 1990, mais cette récupération est ensuite devenue non rentable. Les estimations de la quantité disponible varient entre 6 et 24 millions de tonnes d’uranium.
Lorsque l’uranium est récupéré comme sous-produit mineur des phosphates, l’approvisionnement potentiel dépend de l’économie de la production de phosphate, mais aussi du prix de l’uranium, ainsi que des avantages environnementaux liés à l’élimination de l’uranium du flux de déchets et/ou du produit final. Selon PhosEnergy, la capacité mondiale de production de pentoxyde de phosphore P₂O₅ est d’environ 50 millions de tonnes par an : 9,5 Mt en Amérique du Nord, 9,4 Mt en Afrique et 19,2 Mt en Asie. Environ 250 Mt/an de roche phosphatée sont extraites.
De 1981 à 1992, la production américaine issue des gisements de phosphate du centre de la Floride, comme sous-produit, atteignait en moyenne un peu plus de 1 000 tU par an, représentant jusqu’à 20 % de la production totale américaine. Cette production a ensuite fortement chuté et s’est arrêtée en 1998, car elle était devenue non rentable.
Cameco et Uranium Equities avaient pour objectif de mettre en place aux États-Unis une usine de démonstration utilisant un procédé amélioré — PhosEnergy — et estimaient qu’environ 7 700 tU pourraient être récupérées chaque année comme sous-produit de la production de phosphates, dont 2 300 tU/an aux États-Unis. L’étude de pré-faisabilité du procédé PhosEnergy, achevée au début de 2015, a confirmé son potentiel comme procédé à faible coût, environ 21 dollars par livre d’U₃O₈. Cependant, les coûts d’investissement, dans un marché de l’uranium faible, n’encouragent pas encore l’investissement, et les développements sont actuellement suspendus.
Production de roche phosphatée destinée aux engrais en 2024
Pays
Production — millions de tonnes
Algérie
2,0
Australie
2,5
Brésil
5,3
Chine
110,0
Égypte
5,0
Inde
1,6
Israël
2,3
Jordanie
12,0
Kazakhstan
1,7
Maroc et Sahara occidental
30,0
Pérou
5,0
Russie
14,0
Arabie saoudite
9,5
Sénégal
2,5
Afrique du Sud
2,2
Syrie
2,0
Togo
1,5
Tunisie
3,3
États-Unis
20,0
Vietnam
2,6
Autres pays
5,0
Total
240
Source : USGS 2024
La roche phosphatée, ou phosphorite, est une roche sédimentaire marine contenant 18 à 40 % de P₂O₅, ainsi que de l’uranium et tous ses produits de filiation radioactive, souvent entre 70 et 200 ppm U, et parfois jusqu’à 800 ppm. Le principal minéral de la roche phosphatée est l’apatite, le plus souvent la fluorapatite — Ca₅(PO₄)₃F ou Ca₁₀(PO₄)₆(F,OH)₂. Cette roche est insoluble ; elle ne peut donc pas être utilisée directement comme engrais, sauf dans des sols très acides. Elle doit donc d’abord être traitée. Ce traitement se fait généralement dans une usine d’acide phosphorique par voie humide — WPA, Wet Process Phosphoric Acid — où la roche est d’abord dissoute dans l’acide sulfurique. En général, environ 2 à 4 % de fluor sont présents. Il existe environ 400 usines utilisant ce procédé humide dans le monde, avec une capacité d’environ 50 millions de tonnes de P₂O₅ par an.
Certains gisements de phosphate — environ 4 % du total connu — sont d’origine ignée, formés par extrusion magmatique sous forme de cheminée alcaline. Le minéral principal y est l’apatite, avec parfois de la fluorapatite.
Lorsque la roche phosphatée est traitée par une quantité sous-stœchiométrique d’acide sulfurique, il se forme du superphosphate simple. Si l’on ajoute davantage d’acide sulfurique, on obtient un mélange d’acide phosphorique et de gypse, c’est-à-dire de sulfate de calcium. Après filtration du gypse, l’acide phosphorique obtenu peut être traité pour récupérer l’uranium.
Un procédé amélioré à plus haute température produit de l’hémihydrate :
CaSO₄·1/2H₂O
Les fluorures doivent être contrôlés à la fois dans les gaz et dans les effluents — HF, acide fluorosilicique — et environ la moitié du fluor se retrouve dans le gypse. Le procédé génère beaucoup de résidus solides, qui ont été éliminés avec les résidus de gypse, malgré leur radioactivité de faible niveau.
Après l’étape de précipitation du gypse, le superphosphate triple est obtenu en faisant réagir l’acide phosphorique avec une quantité supplémentaire de roche phosphatée. Sinon, différents engrais à base de phosphates d’ammonium peuvent être produits en faisant réagir l’acide phosphorique avec l’ammoniac.
L’uranium est normalement récupéré à partir de l’acide phosphorique — H₃PO₄, contenant environ 28 % de P₂O₅ — par une forme d’extraction par solvant, notée SX. Kamorphos développe une version plus simple de ce procédé.
Le procédé PhosEnergy, fondé sur l’échange d’ions — IX — représente une amélioration majeure par rapport aux anciens procédés. Il a été annoncé en 2009, avec des coûts de récupération de l’uranium estimés à 25–30 dollars par livre d’U₃O₈, contre des coûts historiques environ deux fois plus élevés. Une usine de démonstration a été construite à Adélaïde, en Australie-Méridionale, puis expédiée aux États-Unis pour fonctionner chez un producteur américain d’engrais. Elle a été mise en service en mai 2012. La campagne d’essais, comprenant quatre essais sur deux sources d’alimentation, a été réussie, avec des taux de récupération supérieurs à 92 % et un coût d’exploitation de 20–25 dollars par livre, avec une forte implication de Cameco. L’évaluation complète du projet, accompagnée d’une étude d’ingénierie, a été publiée en mars 2013. Un coût d’exploitation de 18 dollars par livre, avec un coût d’investissement de 156 millions de dollars pour une usine de base produisant 400 t/an d’U₃O₈, a été cité. Cameco a réaffirmé son engagement en souscrivant 4 millions de dollars supplémentaires. PhosEnergy, avec 25,79 %, et Cameco, avec 74,21 %, poursuivaient le développement du projet aux États-Unis via Urtek.
Le procédé PhosEnergy comprend un prétraitement d’un flux d’acide phosphorique à 27 %, qui est chargé sur un échangeur d’ions où les ions uranium sont adsorbés. L’acide phosphorique est ensuite déplacé de la colonne d’échange d’ions et renvoyé vers le flux principal du procédé, tandis que l’uranium est élué avec du carbonate d’ammonium aqueux. Dans une étape secondaire d’échange d’ions, le carbonate d’uranyle ammonium provenant de l’élution primaire est concentré et purifié, puis élué avec un mélange de sel et de bicarbonate. La récupération secondaire de l’uranium par échange d’ions est très similaire à celle utilisée dans les opérations américaines d’ISL de Cameco, ce qui crée une synergie potentielle. Le procédé atteint 95 % de récupération de l’uranium, sans production de déchets radioactifs supplémentaires, avec une amélioration de la qualité de l’acide pour l’usine principale, pour un coût d’installation additionnelle de 120 millions de dollars. L’étude de préfaisabilité de 2015 a estimé qu’une usine de phosphate de 0,44 Mt/an, capable de produire 155 tU/an, fonctionnerait à un coût de 21 dollars par livre d’U₃O₈, mais que le coût en capital resterait élevé par rapport aux usines conventionnelles d’uranium.
Une exploitation continue de l’usine de démonstration PhosEnergy sur le site d’un producteur américain de phosphate existant a eu lieu pendant dix semaines jusqu’en mai 2014, avec des récupérations régulières supérieures à 92 % à partir du flux d’acide de qualité filtration. Le produit a été expédié vers une usine de traitement d’uranium agréée dans le Wyoming, où il a été converti en produit commercialisable. Cette phase devait servir de base à une étude de faisabilité définitive — DFS, Definitive Feasibility Study — et à une installation commerciale à pleine échelle, qui aurait pu être construite et mise en service dans les trois ans suivant le lancement de la DFS.
En 2019, PhosEnergy et Cameco ont décidé de réduire les « dépenses non nécessaires liées au procédé PhosEnergy », en raison du bas niveau des prix de l’uranium.
En plus du projet PhosEnergy, Cameco était aussi impliquée de façon indépendante, par l’intermédiaire de sa filiale Nukem, avec CF Industries, dans le développement d’une installation destinée à récupérer environ 400 tU/an à partir des phosphates de Floride.
Aux États-Unis, huit usines de récupération d’uranium à partir de l’acide phosphorique ont été construites et exploitées depuis les années 1970 : six en Floride et deux en Louisiane. Des usines ont aussi été construites au Canada, en Espagne, en Belgique — pour du phosphate marocain —, en Israël et à Taïwan.
Au Brésil, où l’uranium est essentiellement un coproduit du phosphate, la coentreprise Santa Quitéria, entre l’entreprise publique Indústrias Nucleares do Brasil — INB et Galvani Phosphates, a pour client principal Eletrobras, propriétaire de l’opérateur nucléaire national Eletronuclear. Ce projet, fondé sur les mines de Santa Quitéria et d’Itataia, doit produire à la fois du concentré d’uranium et du phosphate diammonique — DAP — dans un procédé intégré unique. La mine devait produire 970 tU/an à partir de 2015, puis monter à 1 270 tU/an en 2017, comme sous-produit ou coproduit du phosphate. Les réserves sont de 76 000 tU à 0,08 % U, tandis que les ressources sont indiquées à 140 000 tU à Santa Quitéria et 80 000 tU à Itataia, avec une teneur de 0,054 % U dans le P₂O₅.
Le Maroc possède de très loin les plus grandes ressources connues d’uranium dans la roche phosphatée.
L’intérêt économique de récupérer l’uranium à partir des flux d’acide phosphorique WPA réside à la fois dans la valeur de l’uranium et dans la réduction des exigences réglementaires relatives à l’élimination des déchets radioactifs de faible activité provenant du procédé WPA. Les coûts estimés de production d’uranium placeraient le nouveau procédé dans le quartile inférieur des nouveaux projets de production d’uranium.
États-Unis
Le pays possède des réserves de 1 400 Mt de phosphates contenant environ 170 000 tU. Avec une production de 9,6 Mt/an de P₂O₅, cela permettrait d’obtenir 2 300 à 2 680 tU/an comme sous-produit. Nukem et CF Industries prévoyaient une opération de récupération d’uranium de 430 tU/an à l’usine de CF à Plant City.
Jordanie
Le pays possède des réserves de 1 500 Mt de phosphates contenant jusqu’à 140 000 tU. Avec une production de 676 000 t/an de P₂O₅, le potentiel d’uranium est de 135 tU/an. Le gouvernement lance un appel d’offres pour développer les phosphorites de Qatrana, contenant 52 Mt de phosphate et 22 000 tU, avec du vanadium.
Maroc
Le pays possède des réserves de 50 milliards de tonnes de phosphates contenant environ 6,9 MtU. Avec une production de 4,8 Mt/an de P₂O₅, cela donnerait 960 tU/an comme sous-produit. Une production de 1 900 tU/an était envisagée à partir de 2017.
Égypte
Le pays possède des réserves de 100 Mt de phosphates contenant environ 40 000 tU, avec des teneurs de 50 à 200 ppm U.
Tunisie
Le pays possède des réserves de 100 Mt de phosphates contenant environ 50 000 tU. Avec une production de 1,6 Mt/an de P₂O₅, cela donnerait 265 tU/an comme sous-produit.
République centrafricaine
Le gisement de Bakouma d’Areva possède des ressources inférées de 36 475 tU à 0,02 %, rapportées à la fin de 2013, dans un gisement continental de phosphate atteignant jusqu’à 1,27 % U.
Inde
Une usine commerciale d’extraction d’uranium, destinée à récupérer l’uranium à partir d’acide phosphorique de qualité engrais, est en cours d’installation à Paradeep, dans l’Odisha, au sein du complexe d’engrais phosphatés de l’Indian Farmers Fertiliser Cooperative Limited — IFFCO. Un second projet d’extraction d’uranium et d’autres éléments de terres rares à partir d’acide phosphorique par voie humide — WPA — est prévu pour Paradeep Phosphates Limited — PPL, une entreprise d’engrais privatisée. Le gouvernement a déclaré l’usine proposée de récupération de matières rares — RMR, Rare Material Recovery — comme stratégique.
Nouvelle-Zélande
Il existait une proposition visant à extraire du phosphate du fond marin sur le Chatham Rise, au large de la côte est de l’île du Sud. Les phosphates contiennent en moyenne 240 ppm d’uranium. Ils auraient été dragués puis traités à terre à un rythme d’environ 1,5 million de tonnes par an pendant environ 35 ans. En février 2015, l’autorité néo-zélandaise de protection de l’environnement a refusé l’autorisation du projet Chatham Rock Phosphate Ltd.
Notes et références
Notes
a. Le procédé PhosEnergy était développé par Uranium Equities Limited — UEQ par l’intermédiaire d’une société enregistrée aux États-Unis, Urtek LLC. Cameco a obtenu des droits lui permettant d’acquérir jusqu’à 73 % d’intérêt dans la technologie, et a initialement versé 12,5 millions de dollars sur les 16,5 millions de dollars nécessaires pour cela à UEQ, ainsi que 4,5 millions de dollars supplémentaires pour les 10 % détenus par le fondateur.
UEQ a ensuite accepté de payer à Cameco une part de ces 10 %, afin de conserver 27 % des droits sur le procédé. Cameco a versé 4 millions de dollars supplémentaires en mars 2013 pour atteindre une participation de 73 %.
À la fin de 2019, Cameco détenait 74,21 % d’Urtek, et PhosEnergy 25,79 %.
Sur la base de sa participation antérieure de 70 %, Cameco a accepté de fournir un financement couvrant au minimum 50 % de la part d’UEQ dans les dépenses d’investissement nécessaires à la construction de la première usine commerciale, remboursable sur les bénéfices.
Cameco et UEQ recherchent des accords commerciaux avec des producteurs de phosphate, dans lesquels le procédé fournirait une solution technique pour la récupération de l’uranium à partir des phosphates. Le capital nécessaire pour installer le procédé serait fourni en échange d’un accord d’achat de la production future de l’installation.
Références
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Guzman, ETR et al., Uranium in Phosphate Rock and Derivatives [L’uranium dans la roche phosphatée et ses dérivés], 1995.
L’acide phosphorique est devenu la source la plus importante pour la production d’engrais phosphatés. La production mondiale d’acide phosphorique était de 86 millions de tonnes en 2020, dont environ 90 % sont utilisées pour produire des engrais, principalement des phosphates d’ammonium tels que le DAP et le MAP.
Il existe deux grands types de procédés pour la production d’acide phosphorique : les procédés thermiques et les procédés par voie humide. Les procédés thermiques comprennent le procédé au haut fourneau et le procédé au four électrique. Le procédé au haut fourneau n’est plus utilisé commercialement depuis 1938. Le procédé au four électrique est largement utilisé pour produire du phosphore élémentaire, dont la majeure partie est ensuite convertie en acide phosphorique destiné à des usages non fertilisants. Comme il est peu probable que les procédés thermiques deviennent compétitifs pour produire de l’acide phosphorique destiné aux engrais, sauf éventuellement dans des circonstances particulières, ces procédés ne seront décrits que brièvement.
Les procédés par voie humide peuvent être classés selon l’acide utilisé pour décomposer la roche phosphatée. L’acide sulfurique, l’acide nitrique et l’acide chlorhydrique sont utilisés dans des procédés commerciaux. Les procédés utilisant l’acide chlorhydrique ne sont pas toujours compétitifs pour les applications fertilisantes, sauf dans certaines conditions spécifiques. Les procédés utilisant l’acide sulfurique constituent de loin la méthode la plus courante de production d’acide phosphorique destiné aux engrais, et parfois à d’autres usages. Le cadre de cette ressource ne permet pas de présenter en détail l’ensemble des procédés de production. Pour plus d’informations, le lecteur pourra consulter l’ouvrage Phosphoric Acid, édité par A. V. Slack [2], ainsi que les autres références citées plus bas.
Chimie du procédé par voie humide
La réaction chimique principale du procédé par voie humide à l’acide sulfurique peut être représentée par l’équation suivante, en utilisant la fluoroapatite pure pour représenter la roche phosphatée :
où n = 0, 1/2 ou 2, selon la forme hydratée sous laquelle le sulfate de calcium cristallise.
La réaction représente le résultat net de deux étapes. Dans la première étape, l’acide phosphorique réagit avec l’apatite pour former du phosphate monocalcique. Dans la seconde étape, le phosphate monocalcique réagit avec l’acide sulfurique pour former de l’acide phosphorique et du sulfate de calcium. Ces deux étapes ne nécessitent pas nécessairement deux réacteurs distincts ; elles se déroulent généralement simultanément dans un seul réacteur.
La roche phosphatée contient de nombreuses impuretés, à la fois dans l’apatite elle-même et dans des minéraux accessoires. De plus, à mesure que les réserves de roche phosphatée sont exploitées, la qualité du minerai restant diminue. Ces impuretés participent à de nombreuses réactions secondaires.
La plupart des roches phosphatées présentent un rapport CaO/P₂O₅ supérieur à celui de la fluoroapatite pure. L’excès de CaO consomme davantage d’acide sulfurique et forme davantage de sulfate de calcium. Le HF formé par la réaction réagit avec la silice et avec d’autres impuretés, notamment Na, K, Mg et Al, pour former des fluosilicates et d’autres composés plus complexes. Une quantité variable de fluor est volatilisée sous forme de SiF₄, de HF, ou des deux. La quantité volatilisée et la forme chimique dépendent de la composition de la roche phosphatée et des conditions opératoires du procédé.
En raison des réactions secondaires, de nombreux composés d’impuretés, parfois très complexes, sont formés. Pour une discussion complète sur la nature des impuretés, voir Phosphoric Acid de A. V. Slack [2].
Chaleur dégagée par la réaction
La réaction impliquée dans la production d’acide phosphorique à partir de fluoroapatite et d’acide sulfurique par le procédé dihydrate peut être représentée par l’équation suivante :
La chaleur de réaction peut être calculée à partir des enthalpies de formation des réactifs et des produits (Table 1) [3,4,5]. La chaleur de réaction ainsi calculée est de 256,94 kcal/mol d’apatite, ce qui équivaut à 255 kcal/kg d’apatite, ou environ 600 kcal/kg de P₂O₅.
La chaleur nécessaire pour élever la température du gypse, dont la capacité calorifique est Cp = 0,272, et de l’acide phosphorique à 30 % de P₂O₅, dont la capacité calorifique est Cp = 0,703, de 25 °C à 82 °C, est calculée à 197 kcal/kg de P₂O₅. Ainsi, environ 403 kcal/kg de P₂O₅ restent à dissiper, et la plupart des procédés prévoient un moyen d’évacuer cet excès de chaleur.
En pratique, une partie de la chaleur est perdue par convection et par conduction. Inversement, une certaine quantité de chaleur peut être introduite par l’utilisation d’eau de lavage chauffée ; si l’eau de lavage n’est pas chauffée, une partie de la chaleur contenue dans le gypse est transférée à l’acide faible recyclé, puis renvoyée vers la réaction.
Une chaleur supplémentaire sera produite par la réaction de l’acide sulfurique excédentaire avec les impuretés présentes dans la roche. La plupart des roches phosphatées contiennent 10 à 20 % de calcium en plus par rapport à la quantité nécessaire pour former de la fluoroapatite pure avec le phosphore contenu dans la roche. Cet excès peut résulter de la substitution du phosphate par le carbonate dans l’apatite, de la présence de calcite, ou des deux. La réaction de cette quantité de calcium avec l’acide sulfurique pour former du gypse peut augmenter la chaleur nette de réaction par kilogramme de P₂O₅ d’environ 11 à 16 %.
Le fluorure d’hydrogène est indiqué comme produit de réaction dans la première équation. Il réagit avec la silice présente comme impureté dans la roche phosphatée pour former de l’acide fluosilicique, lequel forme à son tour des fluosilicates et d’autres composés avec les impuretés de la roche. L’effet thermique de ces réactions est négligeable.
La chaleur nette de réaction est influencée de manière appréciable par la concentration de l’acide sulfurique utilisé. Si les conditions sont telles que le sulfate de calcium cristallise sous forme d’anhydrite ou d’hémihydrate plutôt que sous forme de gypse, l’excès de chaleur à dissiper est inférieur d’environ 100 kcal/kg de P₂O₅ aux valeurs indiquées précédemment.
Types de procédés par voie humide
Les procédés commerciaux par voie humide peuvent être classés selon la forme hydratée sous laquelle le sulfate de calcium cristallise :
Anhydrite — CaSO₄
Hémihydrate — CaSO₄·0,5H₂O
Dihydrate — CaSO₄·2H₂O
La forme hydratée est principalement contrôlée par la température et par la concentration en acide, comme l’indique la figure 1. Ce graphique ne donne toutefois qu’une approximation des caractéristiques de production, car la concentration en excès d’acide sulfurique et les impuretés exercent également une influence.
À l’heure actuelle, le procédé anhydrite n’est pas utilisé commercialement, principalement parce que la température de réaction requise est suffisamment élevée pour provoquer de graves difficultés de corrosion. Les procédés utilisés industriellement sont présentés dans le tableau 3.
Depuis le début, les procédés dihydrate simples ont été de loin les plus répandus dans le monde, car ils sont relativement simples et peuvent s’adapter à une large gamme de qualités et de types de roches phosphatées.
Les procédés hémihydrate présentent l’avantage important de produire un acide phosphorique à concentration relativement élevée sans recourir à une étape de concentration. Il existe également un certain intérêt pour les procédés à deux étapes, qui augmentent le taux de récupération du P₂O₅.
Ces procédés impliquent une cristallisation sous forme hémihydrate suivie d’une recristallisation sous forme dihydrate, ou inversement, avec ou sans séparation intermédiaire par filtration ou centrifugation.
Les différents types de procédés par voie humide peuvent être catégorisés selon les critères suivants :
la forme du cristal de gypse produit ;
le nombre d’étapes de cristallisation et de filtration : simple ou double ;
l’efficacité relative du procédé ;
la concentration de l’acide produit.
La catégorisation qui en résulte, avec les caractéristiques de chaque type de procédé, est présentée dans le tableau 4.
Références
2.Phosphoric Acid, 1968, A. V. Slack (dir.), Marcel Dekker, Inc., New York, NY, États-Unis.
3. Farr, Thad D., et Kelly L. Elmore, 1962, « System CaO–P₂O₅–HF–H₂O: Thermodynamic Properties », Journal of Physical Chemistry, 66(2), p. 315–318.
4. Rossini, Frederick D., et al., 1952, « Selected Values of Chemical Thermodynamic Properties », National Bureau of Standards, Circular No. 500, U.S. Department of Commerce, Washington, D.C., États-Unis.
5. Egan, E. P., Jr., et B. B. Luff, 1961, « Heat of Solution of Orthophosphoric Acid », Journal of Physical Chemistry, 65(3), p. 523–526.
6. Kelly, K. K., 1934, « Contributions to the Data on Theoretical Metallurgy. I. High-Temperature Specific-Heat Equations for Inorganic Substances », Bureau of Mines Bulletin 371, U.S. Department of Commerce, U.S. Government Printing Office, Washington, D.C., États-Unis.
(Les informations de cet article datent d’octobre 2020)
Ravie de vous retrouver.
Cette photo fut à l’époque beaucoup médiatisée. En avril 2017, pour la 1re fois, un train de marchandises relie Londres à Yiwu, en Chine. Un voyage de 12 000 km en 3 semaines et le message de Pékin : le projet des nouvelles routes de la soie, outre les infrastructures de transport, les crédits, le business, c’est aussi un nouveau type de relations internationales qui passe par le développement des échanges entre les hommes et doit profiter au monde entier.
Faisons un état des lieux du projet chinois des routes de la soie, qui va bien au-delà de l’objectif premier de connecter l’Asie à l’Europe. Aujourd’hui, Pékin fait des deals avec le monde entier. Du rachat du port d’Athènes au métro éthiopien d’Addis-Abeba, la Chine place des pions sur tous les continents avec un objectif : réinventer une nouvelle forme de mondialisation où Pékin est au centre et impose son modèle. Mais ce projet a aussi ses limites. Sans plus attendre, commençons à nous déplacer sur le grand Monopoly de Xi Jinping.
Les nouvelles routes de la soie revendiquent l’héritage historique des anciennes voies commerciales qui, dès le 2e millénaire avant notre ère, partaient de l’empire du Milieu vers l’Orient et l’Europe pour acheminer les trésors chinois, dont la soie. Traduit en anglais par « Belt and Road Initiative », ce projet est donc un ambitieux programme de modernisation des infrastructures existantes, routières et ferroviaires, à travers l’Asie Centrale, la Russie et le Moyen-Orient.
Ces dernières années, des liaisons ferroviaires hebdomadaires relient la Chine à l’Europe jusqu’à la Grande-Bretagne, de Wuhan à Londres en passant par Duisbourg. Le trajet dure 15 jours, soit moitié moins que par la mer.
Ces routes est-ouest permettent à la Chine de commercialiser ses productions et d’implanter le long de leurs tracés d’importantes infrastructures industrielles et de centrales énergétiques.
Par exemple, la ville de Khorgos, à la frontière sino-kazakhe, inclut un port sec intégré et une zone économique spéciale.
L’implantation de ces infrastructures est souvent une des conditions de la rénovation des voies de transport. Elle ouvre à la Chine de nouveaux débouchés pour ses énormes capacités de production que ne lui offre plus son marché intérieur, notamment pour l’acier, le ciment ou l’aluminium.
Cette stratégie, le gouvernement de Xi Jinping ne l’applique pas qu’à l’axe est-ouest. Il l’applique également en Asie, ce qu’on va voir maintenant.
Au Pakistan, la modernisation de la Karakoram Highway, qui culmine à 4 800 m, s’accompagne d’implantations de centrales électriques et d’un projet de voie ferrée. Dans ce couloir sino-pakistanais qui relie la ville de Kashgar, dans la province du Xinjiang, au port de Gwadar, au Pakistan, l’enjeu est de renforcer la coopération sino-pakistanaise dans les domaines clés du transport et de l’énergie, et d’offrir à la Chine un accès sur la mer d’Arabie.
L’amélioration de la connectivité entre les routes maritimes, sur lesquelles nous reviendrons, et la Chine, justifie également les travaux entrepris au sein des deux autres couloirs terrestres de la région : celui qui doit relier le Yunnan à Singapour à travers le Laos, la Thaïlande et la Malaisie, et celui qui doit relier la ville de Kunming au port birman de Kyaukpyu sur le golfe du Bengale.
Une voie ferrée devrait s’ajouter aux oléoducs et aux gazoducs en service entre les deux villes depuis 2013. Ces équipements permettent d’acheminer près de 22 millions de barils de pétrole et 12 milliards de mètres cubes de gaz par an vers la Chine.
Europe, Asie, le grand projet chinois des routes de la soie se développe de la même manière en Afrique, on va le voir maintenant.
Riche en matières premières, le continent africain intéresse grandement Pékin qui investit massivement dans certains pays, et construit des voies ferrées, notamment entre Djibouti et Addis-Abeba et entre Mombassa et Nairobi.
Nous venons de voir le volet investissement terrestre des routes de la soie. Nous allons voir à présent comment cette stratégie de contrôle par l’investissement s’applique aussi le long des routes maritimes.
C’est notamment le cas le long de la principale route entre la Chine et l’Europe, qui traverse l’océan Indien, la mer Rouge et la mer Méditerranée. Pékin a pris des intérêts importants dans les infrastructures portuaires par le biais des sociétés China Merchants Group et Cosco.
En Europe, on se souvient de l’émotion provoquée par l’acquisition via Cosco de 51% des parts du port grec du Pirée, en 2016. Une opération financière colossale : 368 millions d’euros qui permettaient à l’époque à Athènes d’éponger sa dette publique. Le Pirée qui n’est pas le seul port européen, désormais, administré par la Chine. Bilbao, Valence, Savone, Zeebruges, sont aussi sous le contrôle de Cosco.
Le long des autres axes maritimes, Pékin n’est pas en reste. Notamment le long des côtes de l’océan Pacifique. Pékin a investi dans plusieurs pays considérés comme le jardin des États-Unis, et prend peu à peu le contrôle de ports importants, comme celui de Chancay au Pérou.
Et puis, fonte des glaces aidant, Xi Jinping table également sur l’ouverture de la voie arctique. Permettant de gagner jusqu’à 40% de temps de trajet, cette route n’est encore accessible que quelques mois de l’année. Pékin investit déjà au Groenland, dont la position deviendrait stratégique sur ce nouvel axe.
Il apparaît d’après les données que l’on est bien loin, désormais, des anciennes routes de la soie. L’Afrique et l’Amérique latine, d’abord marginales dans le projet, tiennent aujourd’hui une place importante dans le Monopoly chinois qui se joue désormais à l’échelle de l’ensemble du monde.
À ces projets matériels des routes de la soie, les chemins de fer, les ports, les canaux et autres infrastructures, s’ajoute la coopération immatérielle avec notamment ce qu’on appelle le « soft power », dont on parlera. On va d’abord s’intéresser au volet financier des routes de la soie qui placent, de fait, sous dépendance chinoise ces pays qui bénéficient des crédits de Pékin.
Aujourd’hui, ils sont 138 pays à avoir rejoint les nouvelles routes de la soie via divers accords bilatéraux. Les fonds nécessaires à la mise en oeuvre du grand projet chinois donnent le vertige. Officiellement, la Chine compte y investir plus de 1 000 milliards de dollars sur 10 ans.
Mais ces financements se font par le biais de prêts et non pas de dons. Or les prêts octroyés par la Chine, à travers les banques chinoises, mettent les pays contractants dans une relation de dépendance à l’égard de la Chine, ce qui pousse à relativiser la philosophie gagnant-gagnant mise en avant par Xi Jinping.
Ainsi, la Thaïlande, en 2016, a renoncé à l’offre chinoise de financement de la voie ferrée reliant sa frontière nord-est à Bangkok, le deal étant jugé trop défavorable aux Thaïlandais. De même, la Tanzanie bloque depuis 2 ans les travaux du port de Bagamoyo. Elle a dressé un ultimatum à Pékin lui intimant d’accepter ses conditions ou de quitter le pays.
D’autres critiques sont formulées : le fait que le recours fréquent à de la main-d’oeuvre chinoise importée limite les créations d’emplois locales. Un argument valable au Pakistan où, dans le port de Gwadar, la moitié de la main-d’oeuvre était chinoise. Mais pas en Ethiopie où la Chine a employé 5 000 ouvriers éthiopiens pour la construction de la voie ferrée reliant Addis-Abeba à Djibouti.
On reproche également à la Chine d’avoir imposé certains projets surdimensionnés ou sans pertinence pour les pays concernés. C’est le cas de la voie express Kampala-Antebbe en Ouganda, dont les 500 millions de dollars auraient sans doute pu être utilisés de manière plus utile à l’économie locale. Ou encore la voie ferrée traversant le Laos, dont la construction aurait coûté 6 milliards de dollars, soit plus du tiers du PIB du pays, alors que, très probablement, y transiteront essentiellement des matières premières à destination de la Chine.
Et sur le volet environnemental, les tracés des nouvelles routes de la soie affecteraient 265 espèces menacées comme les antilopes, les tigres et les pandas géants.
Les centrales hydroélectriques, comme sur le Mékong, entraîneraient des dommages inestimables pour les ressources halieutiques. Sans parler des projets de déforestation, comme à Bornéo, qui entraîneraient des risques de glissements de terrains et inondations notamment.
Selon l’Institute of International Finance, 85% des projets des routes de la soie sont à l’origine de fortes émissions de gaz à effet de serre.
Alors, pour redorer son blason, la Chine a recours à des actions qui relèvent du « soft power » : en Europe, la Chine implante dans de nombreux pays des centres Confucius qui diffusent la langue et la culture chinoise. La Chine a aussi investi dans des équipes de football.
La Chine est de plus en plus présente dans les organisations internationales comme l’Organisation Mondiale de la Santé dont elle pourrait devenir le premier État contributeur si les États-Unis confirmaient le retrait voulu par Donald Trump. (Les informations de cet article datent d’octobre 2020)
Voilà pour cet état des lieux des routes de la soie, projet phare de la Chine du XXIe siècle qui place ses pions sur tous les continents et dans tous les domaines. Sauf qu’aujourd’hui, Xi Jinping rencontre des difficultés. Pékin, pour la 1re fois depuis des décennies, a renoncé à se fixer un objectif de croissance en 2020, reconnaissant que le redémarrage de son économie après la crise du coronavirus sera un processus lent et difficile.
Pour cet article, on s’est appuyé sur cet ouvrage dirigé par F. Lasserre: Les Nouvelles Routes de la Soie. (Disponible dans la bibliothèque de ce site).
Cette photo prise en Afrique montre un équipement très courant là-bas : des panneaux solaires associés à une batterie. Ces kits permettent à des habitants de villages non reliés au réseau électrique de s’éclairer, charger leurs téléphones, aller sur Internet…
Pour les plus optimistes, l’abyssal chantier de l’électrification du continent africain pourrait être résolu par la théorie dite du « saute-mouton » : l’Afrique passerait à l’étape des énergies renouvelables, sans passer par celle des lignes électriques. D’ici là, les inégalités d’accès à l’électricité restent flagrantes. Regardez comment!
La nuit en Afrique, les lumières de la ville ne scintillent pas pour tous. Regardons ces images de la NASA qui montrent les lumières artificielles la nuit. L’Afrique est le continent le moins électrifié de la planète.
Les populations d’Afrique du Nord sont presque toutes reliées à un réseau national, mais en Afrique subsaharienne, sauf en Afrique du Sud, la moitié de la population n’a accès à aucun service électrique.
Un sous-équipement d’autant plus frappant que d’autres réseaux se sont développés très rapidement, comme la téléphonie mobile: 80% de la population est équipée.
Le nombre de foyers possédant l’électricité a largement augmenté entre 1990 et aujourd’hui, mais il reste encore nettement inférieur à la moyenne mondiale. Seuls 45% des foyers éthiopiens possèdent l’électricité. 35% en Somalie, ou 11% au Burundi où seulement 2 villes, Bujumbura et Gitega, sont pourvues d’un réseau municipal.
La consommation électrique est en moyenne de 500 kWh par personne en Afrique subsaharienne, alors qu’elle atteint 4 000 kWh en Chine, 6 000 en Europe, 13 000 aux Etats-Unis, et 15 000 au Canada ou au Qatar.
Or, l’accès à l’énergie électrique est fortement corrélé au développement économique. On voit ici que les pays les moins électrifiés sont aussi ceux où les populations en situation d’extrême pauvreté sont les plus nombreuses. Cette corrélation s’explique par l’alimentation nécessaire au fonctionnement des machines de production, mais aussi par la capacité à s’éclairer après le coucher du soleil, et donc à augmenter le temps consacré aux activités productives. L’accès à l’électricité permet également le fonctionnement des centres de soins, le respect de la chaîne du froid. Il facilite enfin l’accès à l’information et l’éducation, et simplifie la vie ménagère.
Quant aux capacités de production électrique, les pays d’Afrique du Nord et d’Afrique australe ont des capacités de production proches des moyennes mondiales, basées surtout sur les énergies fossiles, et pour une petite part sur le nucléaire en Afrique du Sud. Les autres pays de l’Afrique subsaharienne ont des capacités plus limitées et dépendent davantage de l’hydroélectricité.
Si l’on exclut le cas sud-africain, 80 gigawatts peuvent être produits par les centrales subsahariennes, pour un milliard d’habitants, alors que la France, par exemple, a une capacité maximale de 130 GW pour 67 millions d’habitants.
Comme l’illustre cette photo, la situation énergétique de l’Afrique subsaharienne reflète la difficulté des Etats post-coloniaux à porter de grands projets d’aménagement du territoire.
Les réseaux électriques, principaux et secondaires, se sont focalisés sur les capitales, centres névralgiques des nouveaux pouvoirs, au détriment des zones rurales. L’immensité des territoires de la zone sahélienne et d’Afrique centrale rend, qui plus est, très coûteux le maillage du territoire. Alors que 63% des Africains vivent en dehors des villes, moins de 10% du territoire est couvert par les réseaux de distribution.
Dans les grandes agglomérations, l’extension des réseaux est facilitée mais est moins rapide que l’accroissement de la population. Dans les bidonvilles des grandes villes d’Afrique subsaharienne, moins de 10% de la population dispose d’un raccordement au réseau électrique.
Cette pénurie énergétique est accentuée par de nombreuses coupures de courant. Plus de 25 par mois au Nigeria.
Pour pallier le déficit des réseaux nationaux, ce sont souvent des solutions individuelles qui prévalent. Plus de la moitié des ménages nigérians possèdent un groupe électrogène. Ils fourniraient à eux seuls plus de 10 GW contre 6 GW disponibles via le réseau centralisé. C’est un cercle vicieux qui se met en place. Les populations se détournent des réseaux nationaux existants. Les factures impayées et les raccordements sauvages aggravent d’autant le déficit des entreprises électriques qui peinent à investir pour l’entretien et le développement du réseau.
Dans la zone subsaharienne, seuls les Seychelles et l’Ouganda parviennent à l’équilibre financier de leurs compagnies électriques. La moitié des pays de la zone couvrent à peine leurs frais de fonctionnement. Et les autres, leurs compagnies électriques sont en déficit. Paradoxe : les populations qui ne sont pas raccordées aux réseaux nationaux dépensent souvent plus d’argent pour leur énergie que les populations raccordées, du fait de l’achat de kérosène ou de piles.
La situation électrique de l’Afrique illustre bien le dilemme entre des projets pharaoniques portés par les Etats et qui peinent à se concrétiser, et des solutions alternatives individuelles qui se déploient rapidement. Et il existe plusieurs scénarios. Nucléaire, hydroélectricité, énergie solaire, les ressources ne manquent pas.
Commençons par parler de l’énergie nucléaire. L’Afrique du Sud est le seul pays à posséder des réacteurs sur le continent. Mais le Ghana, le Kenya, le Niger, le Nigeria et le Soudan ont tous fait part à l’Agence internationale de l’énergie atomique de leur volonté de développer l’énergie nucléaire, et envisagent de signer des accords avec des entreprises chinoises, russes, canadiennes, françaises, coréennes. Malgré les risques liés au nucléaire, cette énergie est d’autant plus attractive que l’Afrique possède près de 20% des réserves mondiales d’uranium, principalement situées en Afrique du Sud, en Namibie et au Niger.
L’hydroélectricité représente aussi un potentiel énergétique colossal. Le Nil, le Congo, le lac Tchad et ses affluents, et le fleuve Niger sont les 4 grands bassins hydrologiques de l’Afrique. Les cours d’eau pourraient produire 1 800 térawatts-heure chaque année, selon l’Agence internationale de l’énergie, et couvrir à eux seuls la plupart des besoins du continent.
En République démocratique du Congo, dont 99% de l’électricité provient de barrages existants, le projet Inga prévoit d’ajouter aux centrales déjà existantes un nouveau barrage d’une capacité de 42 GW, le Grand Inga, ce qui en ferait le générateur hydroélectrique le plus puissant au monde. Il pourrait fournir de l’électricité jusqu’en Egypte, en Namibie et en Afrique du Sud. Mais le lancement de ce projet pharaonique qui reviendrait à 80 milliards de dollars est constamment retardé. Aux problèmes techniques s’ajoute l’instabilité politique de la RDC qui décourage les investissements étrangers.
En Ethiopie, le remplissage du barrage Renaissance, sur le Nil bleu, a, lui, déjà commencé. Cela engendre de vives tensions avec l’Egypte, en aval, dont l’agriculture dépend des eaux du Nil. L’Egypte exige que le réservoir soit rempli très progressivement, sur 12 ans, alors que l’Ethiopie, elle, souhaite exploiter au plus tôt ses pleines capacités et le remplir en 4 ans pour qu’il fournisse de l’électricité à 50 millions d’Ethiopiens.
Et c’est bien sûr l’énergie solaire qui présente le potentiel le plus considérable et est encore très largement sous-exploité. La région subsaharienne est parmi les plus irradiées au monde. La plupart des pays de la région a une capacité supérieure à 2000kWh/m2/an, soit presque 2 fois plus que l’Allemagne. Or le parc photovoltaïque allemand a une capacité de 49 GW contre seulement 4,5 pour l’Afrique subsaharienne.
De grands projets de centrales photovoltaïques sont à l’étude ou déjà en service, comme celle de Garissa au Kenya. Mais là encore, le déploiement de l’énergie solaire centralisée est limité par la capacité des réseaux à distribuer l’électricité produite. Le solaire et l’éolien représentent seulement 2% du mix électrique de la région.
Pour les énergies renouvelables aussi, des solutions locales ou individuelles suppléent les faiblesses des infrastructures nationales et continentales. Ainsi, le marché des kits solaires se développe rapidement dans les zones rurales. Ces systèmes individuels permettent d’alimenter de petits appareils électriques. Via un téléphone portable, le client achète des « jours lumière », et rembourse progressivement l’achat du matériel selon un principe de leasing. Au Kenya, un million de ces kits ont été vendus au 2d semestre 2019, et en Ethiopie, plus de 700 000.
Vous le voyez sur cette carte proposée par l’Agence internationale de l’énergie, 3 axes se profilent donc pour électrifier l’Afrique subsaharienne:
en bleu, l’extension des réseaux centralisés vers des zones urbaines et de productions industrielles,
en orange, des mini-réseaux autonomes alimentés par des petites centrales,
et en vert, des générateurs individuels pour les populations les plus isolées.
Cette dernière décennie, les bonnes volontés pour électrifier l’Afrique n’ont pas manqué. On rappellera l’objectif de développement durable numéro 7 de l’ONU qui vise l’accès universel à une électricité durable et abordable d’ici à 2030. Il est certain que le marché africain du solaire photovoltaïque a de beaux jours devant lui et que les investissements s’y font à un rythme effréné. Si on ne peut nier que l’électrification du continent progresse, ces progrès sont lents, et l’Afrique subsaharienne semble rester inexorablement dans l’ombre.
« Gestion des déchets et production d’électricité en Afrique », c’est le titre d’une étude de l’IFRI, à retrouver sur le site de l’IFRI.
Merci d’être sur cette page. Nous démarrons cet article à Paris, sur les Champs-Elysées, avec la photo du défilé militaire du 14 juillet, ou comment la célébration de la prise de la Bastille en 1789 est progressivement devenue fête militaire, notamment à partir de 1880, le président de l’époque, Jules Grévy, souhaitant mettre en scène le redressement de la France après sa défaite contre l’Allemagne.
« La France ne peut être la France sans la grandeur », a écrit le général de Gaulle dans ses « Mémoires de guerre ». Cette grandeur française est un thème récurrent dans les discours des candidats à l’élection présidentielle, et la figure du Général est souvent invoquée.
Nous avons donc voulu évaluer la juste place de la France dans le monde du XXIe siècle. Economie, militaire, diplomatie, « hard », « gold » et « soft power » : voici la France, entre puissance et peur du déclin.
Depuis la fin de la 2de Guerre mondiale, la France est parvenue à maintenir son rang sur la scène internationale. Elle est l’un des cinq membres permanents du Conseil de sécurité de l’ONU, comme les USA, la Chine, la Russie et le Royaume-Uni.
Comme ses 4 partenaires, elle dispose de l’arme nucléaire, d’où une place prépondérante dans la géopolitique mondiale, même si, avec 67 millions d’habitants, la France pèse peu face au 1,4 milliard de Chinois ou face aux 332 millions d’Américains.
Si l’on regarde le PIB à présent, la France est également loin derrière les Etats-Unis ou la Chine, mais elle se classe tout de même en 7e place, derrière l’Allemagne, 4e, le Royaume-Uni et l’Inde.
La France, c’est aussi une économie qui continue d’attirer, avec dans le top 5 des pays investisseurs: les Etats-Unis, l’Allemagne, le Royaume-Uni, l’Italie et les Pays-Bas.
Autre caractéristique de l’économie française, sa dette. La dette publique française a atteint 115% du PIB en 2020, là où l’Allemagne est parvenue à rester sous la barre des 70%.
Berlin fait également mieux que Paris en termes de balance commerciale. La France a accusé en 2020 un déficit de 64,7 milliards d’euros, là où l’Allemagne est parvenue à un excédent de 183,2 milliards. Un déficit commercial qui s’accumule depuis 20 ans, et qui s’explique en partie par le recul du secteur industriel, qui est passé de 17,5% du PIB en 1995 à seulement 11% en 2019.
La France reste pourtant une puissance industrielle dans des secteurs clés comme l’automobile, l’agroalimentaire, le BTP, l’aéronautique, avec Airbus, ou encore l’énergie.
Avec ses 56 réacteurs en activité, la France est ainsi une grande puissance nucléaire civile. Cette dynamique industrielle hexagonale s’appuie sur les 54 pôles de compétitivité lancés en 2004, qui permettent de favoriser l’innovation dans des secteurs spécialisés, comme c’est le cas pour la Cosmetic Valley, située entre Chartres et Orléans.
Le marché du luxe français se porte très bien. 4 groupes tricolores figurent dans le top 10 des plus grandes entreprises mondiales du secteur. LVMH arrive en tête, puis Kering, 2e, L’Oréal, 5e, ou encore Hermès, à la 9e place.
Mais à côté du très haut de gamme, l’industrie textile est en déclin en France, notamment dans la région historique des Hauts-de-France. En 2021, le textile regroupe encore 2 150 entreprises, qui emploient plus de 60 000 personnes, mais en 30 ans, ses effectifs ont été divisés par 7.
Textile en France
En réalité, l’économie française est aujourd’hui dominée par le secteur des services, qui représente 80% du PIB. Aux côtés des leaders mondiaux dans le domaine de la banque, des assurances ou de la grande distribution, on trouve le tourisme, qui représente 10% du PIB. Le climat océanique hexagonal, si apprécié des touristes, est également favorable à l’agriculture française, qui représente 3,6% du PIB et 5,6% de l’emploi, et fait ainsi de la France la 1re puissance agricole européenne et le 6e exportateur mondial.
Enfin, territorialement, la France a un atout majeur : elle est bien plus vaste que le seul Hexagone, Corse comprise. En plus de ses 5 départements et régions d’outre-mer, avec la Réunion et Mayotte dans l’océan Indien, mais aussi la Guadeloupe, la Martinique et la Guyane, la France est également souveraine sur des collectivités comme St-Pierre-et-Miquelon, St-Barthélémy et St-Martin, mais aussi dans le Pacifique, avec la Polynésie française, Wallis-et-Futuna et bien sûr la Nouvelle-Calédonie qui, en décembre 2021, a voté contre l’indépendance.
A ces territoires, on peut ajouter les zones dédiées à la science que sont les Terres australes et antarctiques française. La France possède ainsi le 2e plus vaste domaine maritime au monde, après les Etats-Unis.
La France dispose donc d’atouts considérables, diplomatiques, militaires, économiques ou scientifiques, qui lui permettent de jouer un rôle important sur la scène internationale, mais cette place est menacée par la montée en puissance de nouveaux acteurs : Chine, Inde, notamment.
Pour continuer de peser dans ce monde multipolaire, la France compte sur l’Union européenne. Regardons!
La France exerce actuellement la présidence tournante du Conseil de l’Union européenne. L’Union est une nécessité pour la France, qui y fait 54% de ses échanges. La présidence Macron a plaidé en 2021 pour une plus grande intégration économique avec le plan de relance post-Covid-19 de 750 milliards d’euros, un mécanisme de soutien historique, rendu possible par l’intensité du dialogue entre Paris et Berlin. La France plaide aussi en faveur d’une Europe autonome au niveau stratégique, en termes technologiques comme militaires.
Voyons justement comment la France se positionne militairement dans le monde! Aux bases situées dans l’Hexagone et en outre-mer s’ajoutent des bases situées en Afrique et aux Emirats arabes unis, ainsi qu’un déploiement maritime en Atlantique Nord, dans le golfe de Guinée et dans l’océan Indien. S’agissant de la marine de guerre, la France se place au 7e rang en termes de tonnage, et elle est l’une des 5 flottes mondiales à disposer d’une dissuasion nucléaire embarquée permanente. En 2020, l’armée française comptait 205 700 personnels militaires, dont 30 000 étaient déployés en opération, avec 400 militaires dans les pays baltes dans le cadre de l’OTAN, 720 casques bleus, notamment au Liban, en RDC ou en République centrafricaine, 600 militaires pour l’opération Chammal en Syrie et en Irak, et 5 100 soldats dans le cadre de Barkhane, répartis entre la Mauritanie, le Mali, le Burkina Faso le Niger et le Tchad.
Un dispositif militaire qui a été revu à la baisse par le président Macron à partir de juillet 2021, avec la fermeture de 3 bases dans le nord du Mali, à Tessalit, Kidal et Tombouctou.
Puis en février 2022, soit 9 ans après le début de l’opération Serval pour repousser les forces djihadistes, Paris a confirmé le désengagement progressif des forces françaises installées au Mali. Car la présence française en Afrique est remise en cause par de nombreux acteurs, qui entendent bien prendre le relais des anciennes puissances coloniales.
Ainsi les Chinois ont des accords militaires avec 6 pays d’Afrique. On peut ajouter à cela les manoeuvres russes, qui ont déployé des mercenaires du groupe Wagner en République centrafricaine, en Libye, au Soudan, au Mozambique, et qui, début 2022, étaient en déploiement au Mali.
En 2021, c’est aussi et surtout dans la zone indo-pacifique que la France veut convaincre qu’elle demeure une puissance mondiale. Face à l’émergence des géants chinois et indien, elle a commencé à se rapprocher de l’Inde et de l’Australie dans les années 2000 pour tenter de construire un axe stratégique Paris-New Dehli-Canberra.
Mais la crise diplomatique déclenchée en septembre 2021 par la création de l’alliance AUKUS entre Washington, Canberra et Londres contre Pékin, et l’annulation du contrat de livraison à l’Australie de 12 sous-marins français a bouleversé la donne régionale et les ambitions de Paris. Car l’Indo-Pacifique abrite 93% de la zone économique exclusive française, et 1,6 million de ressortissants, répartis dans les divers territoires d’outre-mer. Un rapprochement avec l’Inde est toujours envisagé. Dehli a ainsi acquis 36 avions de combat Rafale du groupe Dassault en 2016, pour un montant de 7,87 milliards d’euros, et Paris compte sur le renforcement de partenariats déjà engagés avec le Japon, la Nouvelle-Zélande, le Vietnam ou l’Indonésie pour tirer son épingle du jeu.
La France est sans doute devenue, comme le disait Giscard d’Estaing, « une grande puissance moyenne de rayonnement mondial ». Atouts militaires et diplomatiques, dynamisme économique plus fragile, influence culturelle et linguistique encore bien réelle : la France dispose toujours des attributs de la puissance, mais doit désormais, dans un monde multipolaire, compter sur l’Union européenne et sur le multilatéralisme pour continuer de peser.
Enfin la France a un handicap qui lui est propre : une défiance envers les institutions et une peur de l’avenir bien plus élevée que dans les autres pays européens de niveau économique comparable.
Pour aller plus loin, cet ouvrage collectif, qui revient également sur ce penchant très français pour l’autodénigrement. (voir la biblithèque de ce site)