Proceso de Krupp-Renn

El principio de reducción directa del mineral de hierro se probó a finales del siglo XIX mediante la agitación a alta temperatura de polvo de mineral mezclado con carbón y una pequeña cantidad de piedra caliza para ajustar la acidez del mineral . El proceso de reducción directa de Carl Wilhelm Siemens ^{[ 1 ]} , que se empleó esporádicamente en Estados Unidos y Reino Unido en la década de 1880, es particularmente notable. Este proceso se basa en el uso de un tambor de 3 metros de diámetro y longitud similar con un eje horizontal para soplar gases precalentados por dos regeneradores. ^{[ 2 ]}

La industria metalúrgica llevó a cabo numerosas investigaciones sobre la implementación de hornos tubulares rotatorios, inspiradas en equipos similares utilizados en las fábricas de cemento. El proceso Basset, desarrollado durante la década de 1930, es capaz incluso de producir hierro fundido. ^{[ 3 ]} En la década de 1920, el metalúrgico alemán Friedrich Johannsen , jefe del departamento de metalurgia de la planta Gruson y profesor de la Universidad Tecnológica de Clausthal , ^{[ 4 ]} exploró las aplicaciones metalúrgicas de este tipo de horno. Registró una serie de patentes para la eliminación de metales volátiles de las materias primas de acero. ^{[ 5 ]}

Durante la década de 1930, Johannsen inició el desarrollo de la producción de hierro por reducción directa. La primera instalación se sometió a pruebas entre 1931 y 1933 en la planta de Gruson en Magdeburgo . ^{[ 6 ]} La investigación sobre el proceso Krupp-Renn continuó hasta 1939 en las instalaciones de Krupp en Essen-Borbeck . El proceso, que recibió su nombre de la empresa Krupp que lo creó y del Rennfeuer , que se traduce como " horno bajo ", ^{[ 7 ]} demostró su potencial. Como resultado, Krupp obtuvo patentes en el extranjero para proteger la invención después de 1932. ^{[ 8 ]}

• 
  Horno de reducción directa inventado por Siemens .
• 
  Patente de Johannsen de 1927 sobre un horno para recuperar elementos volátiles.
• 
  La primera patente estadounidense de Johannsen sobre el proceso Krupp-Renn, presentada en 1934.

En 1945 había 38 hornos en todo el mundo, cada uno con una capacidad de 1 Mt/año. ^{[ nb 1 ] [ 9 ]} El proceso fue favorecido en Alemania debido a la política de autarquía del régimen nazi, que priorizaba el uso de mineral de hierro nacional de baja calidad. ^{[ 10 ]} La transferencia de tecnología entre la Alemania nazi y el Japón imperial llevó a que el Imperio japonés se beneficiara de este proceso. Los hornos se instalaron en la esfera de coprosperidad y fueron operados por técnicos japoneses. En vísperas de la Guerra del Pacífico , el proceso se utilizaba en cuatro acerías en Japón. ^{[ 11 ]}

Después de la Segunda Guerra Mundial, todas las instalaciones en Alemania, China y Corea del Norte fueron desmanteladas, ^{[ 12 ]} y 29 hornos fueron enviados a la Unión Soviética como reparaciones de guerra. ^{[ 13 ]} Solo las plantas japonesas y checoslovacas permanecieron operativas. ^{[ 12 ]}

En la década de 1950, Krupp reconstruyó varios hornos grandes en España, Grecia y Alemania. ^{[ 9 ] [ 12 ]} Los checoslovacos fueron los principales impulsores, construyendo 16 hornos y aumentando la eficiencia del proceso. ^{[ 14 ]} La Gran Enciclopedia Soviética informa que entre 1930 y 1950 se construyeron más de 65 plantas industriales, con longitudes que oscilaban entre 60 y 110 metros y diámetros entre 3,6 y 4,6 metros. ^{[ 6 ]} Para 1960, 50 hornos producían 2  millones de toneladas al año en varios países. ^{[ 15 ]}

La Unión Soviética recuperó 29 hornos como daños de guerra, pero no logró obtener beneficios significativos de ellos. Según las fuentes, las técnicas destructivas del Ejército Rojo para desmantelar las plantas industriales alemanas resultaron inapropiadas y desperdiciaron valiosos recursos. También fue un desafío para los rusos reconstruir estas fábricas dentro de la Unión Soviética. Viajeros de Berlín a Moscú informaron haber observado maquinaria alemana dispersa, en gran parte deteriorada, a lo largo de cada metro de vía y arcén, sufriendo las duras condiciones climáticas. ^{[ 17 ]} La industria siderúrgica rusa no dependía en gran medida de la tecnología occidental. ^{[ 18 ]} Finalmente, el Bloque del Este solo mantuvo esta tecnología marginal en una medida limitada en los países europeos recientemente sovietizados , ^{[ 17 ]} donde finalmente fue abandonada. ^{[ 15 ]}

Mientras tanto, los grandes hornos reconstruidos en la década de 1950 en Alemania Occidental funcionaron durante aproximadamente diez años antes de cerrar, debido al bajo costo de la chatarra y el mineral importado. ^{[ nb 2 ]} El proceso desapareció entonces de Alemania Occidental, al mismo tiempo que de Europa Occidental. ^{[ 12 ]}

En Japón, los hornos también evolucionaron hacia herramientas cada vez más grandes. Sin embargo, la disminución de los depósitos locales de arena ferruginosa, junto con el bajo costo de la chatarra y los minerales importados, finalmente llevaron a la interrupción gradual del proceso. Los japoneses lo perfeccionaron progresivamente, desarrollándolo bajo diversos nombres para productos especializados, incluyendo ferroaleaciones ^{[ 12 ]} y el reciclaje de subproductos de la siderurgia. ^{[ 19 ]} Actualmente, a principios del siglo XXI, el proceso Krupp-Renn se utiliza exclusivamente para la producción de ferroníquel en Japón. ^{[ 20 ]}

Para 1972, la mayoría de las plantas en Checoslovaquia, Japón y Alemania Occidental habían cesado sus operaciones. El proceso se consideraba obsoleto y ya no atraía la atención de los industriales. ^{[ 15 ]}

El proceso Krupp-Renn es un proceso de reducción directa que utiliza un horno tubular largo similar a los que se encuentran en la producción de cemento. Las unidades más recientes construidas tienen un diámetro de aproximadamente 4,5 metros y una longitud de 110 metros. ^{[ 9 ]} El tiempo de residencia del producto está influenciado por la pendiente y la velocidad de rotación del horno rotatorio, que está inclinado en un ángulo de aproximadamente 2,5 por ciento. ^{[ 21 ]}

Antes de su uso, el mineral de hierro se tritura hasta obtener un tamaño  de partícula inferior a 6 mm . El mineral de hierro se introduce en el horno aguas arriba y se mezcla con una pequeña cantidad de combustible, generalmente carbón duro. ^{[ 21 ]} Después de 6 a 8 horas, ^{[ 22 ]} sale del horno como mineral de hierro prerreducido a 1000 °C. La cantidad de hierro recuperado oscila entre el 94 % y el 97,5 % del hierro inicial en el mineral. ^{[ 21 ]} 

Un quemador situado en el extremo inferior del horno proporciona calor, transformándolo en un reactor a contracorriente. El combustible consiste en carbón finamente pulverizado que, al quemarse a alta temperatura, genera gas reductor compuesto principalmente de CO₂ . Una vez que el horno alcanza una temperatura óptima, la mezcla de mineral y carbón puede servir como fuente de combustible principal. ^{[ 21 ]}

Los humos que salen del extremo superior del horno alcanzan temperaturas que oscilan entre 850 y 900  °C y posteriormente se enfrían y se purgan de polvo mediante inyección de agua antes de su descarga a través de la chimenea. ^{[ 21 ]}

El proceso es eficiente en la producción de ferroníquel debido a la proximidad de sus elementos constituyentes. A 800  °C, el carbono reduce fácilmente los óxidos de hierro ^{[ nb3 ]} y níquel, mientras que los demás óxidos de la ganga no se reducen significativamente . Específicamente, el óxido de hierro(II) (o wustita ), que es el óxido de hierro estable a 800  °C, tiene una reducibilidad similar a la del óxido de níquel(II) , lo que hace imposible reducir uno sin reducir el otro. ^{[ 23 ]}

La temperatura máxima del horno rotatorio oscila entre 1230 y 1260  °C, lo que supera significativamente el  umbral de 1000 a 1050 °C para la reducción del óxido de hierro. El objetivo principal es lograr una consistencia pastosa de la ganga del mineral. ^{[ 21 ]}  El hierro reducido se aglomera en nódulos metálicos de 3 a 8 mm llamados luppen . Si la infusibilidad de la ganga es alta, la temperatura debe incrementarse, hasta 1400  °C para una carga básica. ^{[ 22 ]} Es crucial controlar la viscosidad en caliente de la ganga . ^{[ 9 ]} Entre los procesos de reducción directa en tambor rotatorio, se destaca por el uso de altas temperaturas.

Otro atributo distintivo del procedimiento implica la introducción de carbón pulverizado a la salida del horno. Además, el proceso ha evolucionado para permitir la interrupción del suministro de carbón y el funcionamiento exclusivo con el polvo de carbón o polvo de coque ^{[ 25 ]} introducido con el mineral. ^{[ 21 ]} En esta situación, solo se inyecta aire de combustión a la salida del horno. La eficiencia térmica mejora en hornos de cuba, como los altos hornos, en comparación con los hornos rotatorios, debido a que el aire absorbe parte del calor del Luppen . ^{[ 14 ]} Sin embargo, el oxígeno del aire reoxida parcialmente el producto, lo que significa que el Luppen aún se altera por el contacto con el aire al final o después de salir del horno, a pesar de la reducción completa del hierro en el horno. ^{[ 7 ]}

El conjunto caliente se descarga del horno y luego se enfría y tritura rápidamente. El hierro se separa de la escoria mediante separación magnética . Los finos magnéticamente intermedios constituyen entre el 5 y el 15 % de la carga. ^{[ 22 ]} Si bien la fusión parcial de la carga conduce a una mayor densidad de los productos, también requiere un consumo energético significativo. ^{[ 21 ]}

El horno consta de tres zonas distintas: ^{[ 21 ] [ 22 ] [ 26 ]}

• En primer lugar, la zona de precalentamiento calienta el mineral a 800  °C utilizando los humos calientes del horno. La reducción del mineral solo se produce si las temperaturas superan los 900-1000  °C, momento en el que el carbón libera sus componentes más volátiles.
• En segundo lugar, la zona de reducción se sitúa en el centro del horno, donde el carbón y los óxidos de hierro se combinan para producir monóxido de carbono. Este se libera de la carga, generando una capa gaseosa que la protege del aire oxidante que circula por encima. Como consecuencia, este exceso de gas se quema, elevando la temperatura de las paredes del horno, que a su vez transfieren el calor a la carga debido al movimiento rotatorio. La temperatura alcanza finalmente los 800-1200  °C. Posteriormente, los óxidos de hierro se transforman gradualmente en ferroníquel o hierro metálico. El metal producido se presenta en forma de partículas metálicas esponjosas finamente dispersas en la ganga pulverulenta.
• La reducción se completa al final del horno, y se produce una cantidad mínima de CO. Esto se debe a que la carga ya no está protegida de la oxidación por el aire que se inyecta en la base del horno. Como resultado, se produce una reoxidación violenta pero superficial del hierro. Parte del hierro oxidado regresa al núcleo de la carga por rotación, donde se reduce aún más con el carbón residual. El material restante se mezcla con los desechos para crear una escoria espesa que no se puede mezclar con el metal producido. Esta reacción a temperaturas extremadamente altas funde el hierro y el níquel no oxidados, que se agrupan formando nódulos llamados luppen .

El control de la temperatura es fundamental en lo que respecta a las características fisicoquímicas del mineral. Temperaturas excesivamente altas o una granulometría inadecuada provocan la formación de anillos de material sinterizado que se acumulan en las paredes del horno. Normalmente, se forma un anillo de escoria pobre en hierro , conocida como escoria, a dos tercios de la longitud del horno. De manera similar, suele formarse un anillo metálico a unos diez metros de la salida. Estos anillos perturban el flujo de materiales y gases, disminuyendo la capacidad útil del horno y, en ocasiones, obstruyéndolo por completo. La reactivación del proceso se ve obstaculizada por la formación de este anillo, especialmente en China. A principios del siglo XXI, los industriales abandonaron su adopción tras reconocer la importancia y la dificultad de gestionar este parámetro. ^{[ 26 ]}

Si bien la fusión de la escoria consume energía, nos permite controlar el comportamiento de la carga en el horno. Además, necesitamos un mínimo de 800 a 1000  kg de escoria por tonelada de hierro para evitar que el Luppen crezca demasiado. ^{[ 27 ]} La escoria limita la segregación del carbón , ya que este es mucho menos denso que el mineral y flotaría en la superficie de la mezcla. Se transforma en una pasta que protege el metal contra la oxidación al calentarse y simplifica tanto el procesamiento del Luppen como la limpieza del horno durante las paradas de mantenimiento mediante la vitrificación al enfriarse. ^{[ 25 ]}

El proceso Krupp-Renn es adecuado para producir mineral de hierro prerreducido a partir de minerales altamente silíceos y ácidos (índice de basicidad CaO/SiO2 de 0,1 a 0,4 ^{[ 28 ]} ), que comienzan a generar una escoria pastosa a 1200  °C. Además, debido a la acidez de la escoria, se vuelve vítrea, lo que facilita la separación del hierro mediante una trituración sencilla. ^{[ 14 ]} Asimismo, este proceso es ideal para tratar minerales con altas concentraciones de dióxido de titanio . Debido a su capacidad para hacer que la escoria se vuelva especialmente infusible y viscosa, los minerales que contienen este óxido no pueden utilizarse con altos hornos, ya que deben eliminar toda su producción en forma líquida. ^{[ 21 ]} Por esta razón, los minerales preferidos para esta técnica son aquellos que se volverían antieconómicos si tuvieran que ser modificados con aditivos básicos, generalmente aquellos con un bajo contenido de hierro (entre 35 y 51%), y cuya ganga necesita ser neutralizada. ^{[ 7 ]}

Integrado en un complejo siderúrgico, el proceso Krupp-Renn ofrece una alternativa a las plantas de sinterización o a los procesos de beneficio, ^{[ 22 ]} eliminando eficazmente la roca estéril y elementos no deseados como el zinc , el plomo y el estaño . En un alto horno, estos elementos experimentan ciclos de vaporización-condensación que saturan progresivamente el horno. Sin embargo, con el proceso Krupp-Renn, la alta temperatura de los humos impide la condensación dentro del horno, antes de que sean recuperados por el sistema de eliminación de polvo. ^{[ 28 ]} El proceso recupera subproductos o extrae metales específicos. El Luppen se refunda posteriormente en el alto horno, en el horno de cubilote o en el horno Martin-Siemens , ya que implica la fusión de una carga rica en hierro prerreducida. ^{[ 22 ]}

El proceso ha sido eficaz en el tratamiento de minerales ricos en óxido de níquel(II) , vanadio y otros metales. ^{[ 9 ]} Además, el proceso es aplicable en la producción de ferroníquel. ^{[ 28 ]} En este caso, los minerales saprolíticos con un alto contenido de magnesio ^{[ 29 ]} son ​​tan infusibles como los minerales altamente ácidos, lo que destaca su relevancia para el proceso. ^{[ 11 ]}

Los métodos de reducción directa como este ofrecen la flexibilidad de usar cualquier combustible sólido y, en este caso,  se necesitan de 240 a 300 kg de carbón para procesar una tonelada métrica de mineral de hierro que contiene entre un 30 y un 40 % de hierro. Suponiendo un consumo de 300  kg/tonelada de mineral al 30 %, el consumo de carbón es de 800  kg por tonelada de hierro. Además,  se consumen 300 kg de coque durante la fundición de Luppen en el alto horno. Cuando este mineral se funde completamente en el alto horno, el consumo total de combustible se mantiene igual. Sin embargo, solo se utiliza coque, que es un combustible mucho más caro que el carbón. ^{[ 22 ]}

Sin embargo, el uso de escorias con más del 60 % de contenido de sílice, lo que las hace ácidas, contradice la desulfuración de metales que requiere escorias altamente básicas. ^{[ 30 ]} En consecuencia, el 30 % del azufre del combustible se deposita en el hierro, lo que implica costosos tratamientos posteriores para eliminarlo. ^{[ 21 ] [ nb 4 ]}

Dependiendo del mineral y del tamaño de la planta, un horno puede producir diariamente de 250 a 800 toneladas de mineral de hierro prerreducido. ^{[ 6 ]} Los hornos más grandes, de hasta 5 metros de diámetro y 110 metros de longitud, pueden procesar de 950 a 1000 toneladas de mineral diariamente, sin incluir el combustible. Una planta operada correctamente suele funcionar durante unos 300 días al año. El refractario interno suele durar de 7 a 8 meses en la parte más expuesta del horno y 2 años en el resto. En 1960, un horno Krupp-Renn que utilizaba mineral de baja ley producía 100 kilotones de hierro al año, ^{[ 28 ]} mientras que un alto horno moderno contemporáneo producía diez veces más hierro fundido. ^{[ 31 ]}

Los procesos de reducción directa que emplean hornos rotatorios suelen presentar un desafío importante debido a la formación localizada de anillos de hierro y escoria, que se sinterizan y obstruyen gradualmente el horno. Comprender el mecanismo de formación de estos anillos es un proceso complejo que involucra mineralogía , reacciones químicas y la preparación del mineral. La formación del anillo, que crece progresivamente y envenena el horno, es causada por unos pocos elementos en cantidades ínfimas. Para remediar esto, aumentar el suministro de aire de combustión o interrumpir el proceso de carga del horno son soluciones efectivas. ^{[ 22 ]} De lo contrario, puede ser necesario ajustar el tamaño de grano del mineral cargado. ^{[ 32 ]}

En 1958, Krupp construyó una planta que podía generar 420.000 toneladas anuales de mineral de hierro prerreducido (que constaba de seis hornos) con un valor estimado de 90 millones de marcos alemanes, ^{[ 27 ] [ 28 ]} o 21,4  millones de dólares. ^{[ 33 ]} Por el contrario, la planta erigida en Salzgitter-Watenstedt entre 1956 y 1957, que estaba bien integrada con una acería existente, costó solo 33 millones de marcos alemanes . ^{[ 10 ]} En ese momento, una planta Krupp-Renn se presentó como una alternativa viable al proceso de alto horno establecido, considerando sus costos de inversión y operación: el costo de inversión inicial por tonelada producida era casi la mitad y los costos de operación eran aproximadamente dos veces y media mayores. ^{[ 33 ]}

La escoria, una sílice vítrea, puede emplearse fácilmente como aditivo para la construcción de superficies de carreteras o concreto. ^{[ 30 ]} Sin embargo, el método no produce un gas recuperable similar al gas de alto horno , lo que disminuye su rentabilidad en la mayoría de los casos. No obstante, ^{[ 22 ]} también resuelve el problema de la recuperación de gas.

En vista de su rendimiento, el proceso parecía una base adecuada para el desarrollo de variantes más eficientes. Alrededor de 1940, los japoneses construyeron varios hornos de reducción pequeños que operaban a temperaturas más bajas: uno en Tsukiji (1,8 m × 60 m), dos en Hachinohe (dos hornos de 2,8 m × 50 m) y tres en Takasago (dos hornos de 1,83 m × 27 m y uno de 1,25 m × 17 m). Sin embargo, dado que no producen Luppen , no pueden equipararse al proceso Krupp-Renn. ^{[ 39 ]}

Aunque la reducción directa en un horno rotatorio ha sido objeto de numerosos desarrollos, el descendiente lógico del proceso Krupp-Renn es el "proceso Krupp-CODIR". ^{[ 61 ]} Desarrollado en la década de 1970, se basa en los principios generales del proceso Krupp-Renn con una reducción de temperatura más baja, típicamente entre 950 y 1050  °C, lo que ahorra combustible pero es insuficiente para lograr la fusión parcial de la carga. La adición de aditivos correctores básicos (generalmente caliza o dolomita ) mezclados con el mineral permite la eliminación del azufre del carbón, aunque la termólisis de estos aditivos es altamente endotérmica . ^{[ 21 ]} Este proceso ha sido adoptado por tres plantas: ' Dunswart Iron & Steel Works' en Sudáfrica en 1973, ' Sunflag Iron and Steel' en 1989 y ' Goldstar Steel & Alloy' en India en 1993. Aunque la aplicación industrial está ahora bien establecida, el proceso no ha tenido el impacto de su predecesor. ^{[ 62 ]}

Finalmente, existen muchos procesos de reducción directa posteriores al Krupp-Renn basados ​​en un horno rotatorio tubular. A principios del siglo XXI, su producción combinada representaba entre el 1 % y el 2 % ^{[ 63 ]} de la producción mundial de acero. ^{[ 64 ]} En 1935 y 1960, la producción del proceso Krupp-Renn (1 y 2 millones de toneladas respectivamente) representaba poco menos del 1 % de la producción mundial de acero. ^{[ 9 ] [ 15 ]}

El proceso Krupp-Renn, especializado en el beneficio de minerales pobres, fue la base lógica para el desarrollo de procesos de reciclaje de subproductos ferrosos. En 1957, Krupp probó un horno en Stürzelberg ^{[ nb 20 ]} para el tratamiento de piritas tostadas con el fin de extraer hierro (en forma de luppen ) y zinc (vaporizado en los gases de combustión). Este proceso es, por lo tanto, un híbrido de los procesos Waelz y Krupp-Renn, razón por la cual se denomina proceso "Krupp-Waelz" (o "Renn-Waelz" ^{[ 4 ]} ). Los ensayos se limitaron a un único demostrador de 2,75 m × 40 m capaz de procesar de 70 a 80 t/día y no se les dio seguimiento. ^{[ 65 ]}

La relación técnica entre Krupp-Renn y los procesos de producción de reducción directa japoneses se cita con frecuencia. En la década de 1960, los fabricantes de acero japoneses, al observar que la obstrucción de los hornos era difícil de controlar, desarrollaron sus propias variantes de baja temperatura del proceso Krupp-Renn. ^{[ 11 ]} Kawasaki Steel puso en marcha un horno de reducción directa en sus plantas siderúrgicas del este de Japón (1968) y del oeste de Japón (1975), cuya característica más visible era una unidad de peletización para los subproductos de la producción de acero (lodos y polvo procedentes de la limpieza de los gases del convertidor y del alto horno). El "proceso Kawasaki" también incorpora otros desarrollos, como la combustión de petróleo en lugar de carbón pulverizado ^{[ nb 21 ]} y el uso de polvo de coque en lugar de carbón mezclado con mineral... Casi idéntico al proceso Kawasaki (con una unidad de peletización más elaborada), el "proceso Koho" fue adoptado por Nippon Steel , que puso en marcha una planta de este tipo en la acería de Muroran en 1971. ^{[ 19 ]}

La producción de ferroníquel a partir de lateritas se lleva a cabo en un contexto mucho más favorable para el proceso Krupp-Renn que para la industria siderúrgica. Los minerales lateríticos en forma de saprolita son pobres, muy básicos y contienen hierro. Los volúmenes de producción son moderados y la química del níquel es notablemente apta para la reducción en horno rotatorio. Por lo tanto, el proceso es atractivo, pero independientemente del metal extraído, dominar todas las transformaciones físicas y químicas en un solo reactor es un verdadero desafío. ^{[ 66 ]} El fracaso de la planta Larco en Lárymna, Grecia, ilustra el riesgo que implica la adopción de este proceso: solo cuando el mineral estuvo listo para el procesamiento industrial se demostró su incompatibilidad con el proceso Krupp-Renn.

Como resultado, la reducción a baja temperatura seguida de la fundición en horno eléctrico permite que cada etapa tenga su propia herramienta dedicada para mayor simplicidad y eficiencia. Desarrollada en 1950 en Koniambo en Nueva Caledonia, esta combinación ha demostrado ser rentable y, sobre todo, más robusta. ^{[ 26 ]} Se utilizan grandes tambores giratorios (5 m de diámetro y 100 m o incluso 185 m de longitud) para producir un polvo seco a partir de concentrado de mineral de níquel. Este polvo contiene de 1,5 a 3 % de níquel. Sale del tambor a 800–900  °C y se funde inmediatamente en hornos eléctricos. Solo se produce una reducción parcial en los tambores: una cuarta parte del níquel sale en forma metálica, el resto permanece oxidado. Solo el 5 % del hierro se reduce a metal, dejando carbón sin quemar como combustible para la etapa de fusión posterior en el horno eléctrico. Este proceso probado (también conocido como proceso RKEF , por Horno Rotatorio-Horno Eléctrico ) se ha convertido en la norma: a principios del siglo XXI, representaba casi todo el procesamiento de laterita de níquel. ^{[ 66 ]}

Sin embargo, a principios del siglo XXI, la fundición Nihon Yakin Kogyo en Ōeyama, Japón, continuó utilizando el proceso Krupp-Renn para producir ferroníquel de grado intermedio (23 % de níquel), a veces llamado arrabio de níquel. Con una producción mensual de 1000 toneladas de Luppen ^{[ 67 ]} y una capacidad de producción de 13 kt/año, la planta opera a plena capacidad. ^{[ 48 ]} Es la única planta en el mundo que utiliza este proceso. También es la única planta que utiliza un proceso de reducción directa para extraer níquel de laterita. ^{[ 67 ]} El proceso, que ha sido significativamente mejorado, se denomina "proceso Ōeyama". ^{[ 68 ]}

El proceso Ōeyama se diferencia del proceso Krupp-Renn en el uso de caliza y la briquetación del mineral antes de la carga. Conserva sus ventajas, que son la concentración de todas las reacciones pirometalúrgicas en un solo reactor y el uso de carbón estándar (es decir, no coquizable), que cubre el 90 % de los requerimientos energéticos del proceso. El consumo de carbón es de tan solo 140  kg por tonelada de laterita seca , ^{[ nb 22 ]} y la calidad del ferroníquel obtenido es compatible con su uso directo por la industria siderúrgica. Aunque marginal, el proceso Krupp-Renn sigue siendo un proceso moderno y de alta capacidad para la producción de arrabio de níquel. En este contexto, continúa siendo una alternativa sistemáticamente estudiada al proceso RKEF y a la combinación "planta de sinterización-alto horno". ^{[ 26 ]}

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