JPH02236235A - Ｎｉ鉱石の溶融還元法 - Google Patents
Ｎｉ鉱石の溶融還元法Info
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- JPH02236235A JPH02236235A JP1057179A JP5717989A JPH02236235A JP H02236235 A JPH02236235 A JP H02236235A JP 1057179 A JP1057179 A JP 1057179A JP 5717989 A JP5717989 A JP 5717989A JP H02236235 A JPH02236235 A JP H02236235A
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- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B5/00—Making pig-iron in the blast furnace
- C21B5/001—Injecting additional fuel or reducing agents
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C21—METALLURGY OF IRON
- C21B—MANUFACTURE OF IRON OR STEEL
- C21B13/00—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes
- C21B13/0006—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state
- C21B13/0013—Making spongy iron or liquid steel, by direct processes obtaining iron or steel in a molten state introduction of iron oxide into a bath of molten iron containing a carbon reductant
-
- C—CHEMISTRY; METALLURGY
- C22—METALLURGY; FERROUS OR NON-FERROUS ALLOYS; TREATMENT OF ALLOYS OR NON-FERROUS METALS
- C22B—PRODUCTION AND REFINING OF METALS; PRETREATMENT OF RAW MATERIALS
- C22B23/00—Obtaining nickel or cobalt
- C22B23/02—Obtaining nickel or cobalt by dry processes
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- Engineering & Computer Science (AREA)
- Chemical & Material Sciences (AREA)
- Manufacturing & Machinery (AREA)
- Materials Engineering (AREA)
- Metallurgy (AREA)
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- Mechanical Engineering (AREA)
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Manufacture Of Iron (AREA)
- Carbon Steel Or Casting Steel Manufacturing (AREA)
Abstract
(57)【要約】本公報は電子出願前の出願データであるた
め要約のデータは記録されません。
め要約のデータは記録されません。
Description
【発明の詳細な説明】
［産業上の利用分野コ
Ｎｉ鉱石を溶融還元する方法とそれに使用する転炉型の
製煉炉に関する． ［従来の技術］ 従来、ステンレス鋼の溶製は、電気炉を用いてスクラッ
プとＦｅＣｒ．ＦｅＮｉ等の合金鉄または電解Ｎｉを溶
解して行われていた．すなわち、ステンレス鋼の主要成
分であるＣｒ，Ｎｉは予め電気炉で還元された合金鉄を
さらに電気炉で溶解していた．このような従来の方法に
対して、員近、省エネルギー、低製造コストの観点から
、Ｃｒ鉱石から直接高クロム溶銑を得る所謂溶融還元法
が注目を集めている． ［発明が解決しようとする課題］ しかしながら、ステンレス鋼の溶製は、Ｃｒ源について
は前述のように転炉型の製錬炉でＣｒ鉱石の直接溶融還
元が試みられているが、Ｎｉ鉱石を直接、溶融還元する
方法は試みられていない．この理由は、Ｎｉ鉱石につい
ては、鉱石中のＮｉ分が２〜３％程度と低いので、鉱石
の使用量が非常に多くなり、操業が困難であると考えら
れているためである．例えば、８％Ｎｉのステンレス鋼
でトン当たりＮｉ鉱石３〜４トンの使用量となる．した
がって、Ｎｉ鉱石の溶融還元に際して、多量のスラグ発
生に伴うスラグまたは地金の流出により、操業の中断、
設備機器の損傷またはＮｔ歩留まり低下の虞があった．
一方、前述のスラグまたは地金の流出３回避するため、
溶融還元途中で多数回の排滓を行うことは、排滓時の地
金流出により、Ｎｉ歩留まりが極端に低下する他、作業
能率を能率を低下させる虞があった． 本発明はかかる事情に鑑みてなされたもので、多量のス
ラグの発生によって操業の安定性が確保され、Ｎｉの歩
留りが低下する虞のないＮｉ鉱石の溶融還元方法とその
製錬炉を提供することを目的とする． ［課題を解決するための手段，作用］ 第１の発明によるＮｉ鉱石の溶融還元法は，底吹き羽口
および上吹きランスを備えた転炉型製錬炉において、Ｎ
ｉ鉱石及び炭材を前記製錬炉に装入し、上吹きランスか
ら酸素ガス、底吹き羽口から攪拌ガスを吹き込んで高Ｎ
ｉ溶銑を得る方法であって、 製煉炉の比容積をＶｏ （溶湯トン当たりｆｆｉ３）
、発生スラグの比重量をＷｓ（溶湯トン当たりトン）と
したとき、次式 Ｖ ｏ ＞ ０．４Ｗ ｓ ＋ １．０の関係を
満たすように排滓を行うことを特徴とする． 第２の発明による転炉型製錬炉は、Ｎｉ鉱石及び炭材を
装入して、上吹きランス及び底吹き羽口から酸素ガスま
たは攪拌ガスを吹き込んで高Ｎｉ溶銑を得る製錬炉であ
って、前記製錬炉の比容積Ｖ０（溶鋼トン当たりＩ１３
）が、排滓するまでに発生したスラグの比重量をＷｓ（
溶湯トン当たりトン）としたとき、次式 Ｖｏ ＞ ０．４Ｗｓ ＋１．０ の関係を満たすことを特徴とする． ［実施例］ 本発明の実施例を添付の図面を参照しながら説明する．
第１図は本実施例の製錬炉１０で、図中、２１は上吹き
酸素ランス、２２は底吹き羽口、１１は溶解したメタル
である溶湯、１２はスラグ層、２３は原料であるＮｉ鉱
石、炭材または造滓剤を製錬炉１０に投入するためのホ
ッパ２４は底吹き羽口２２に攪拌ガスを供給する供給管
である． 以上のように構成された製錬炉により、Ｎｉを所定量含
むＮｉ溶銑を溶解する方法について説明する．最初に溶
銑が装入され、次いで、炭材を装入して上吹き酸素ラン
ス２１がらの送酸により、１５００℃程度に昇温されな
のち、Ｎ１鉱石の投入が１始される．底吹き羽口２２が
らの撹拌ガスの吹き込みは、溶銑が装入されたときがら
羽口が閉塞されないように行われ、必要に応じてその吹
き込み量が増大される．装入されたＮｉ鉱石は溶湯中の
Ｃによって還元される．溶解の熱エネルギーは炭材の酸
素による燃焼すなわちＣ→ｃＯ，ＣＯ→ＣＯ２によって
供給される． 一般的に使用されるＮｉ鉱石に含まれるＦｅＮｉの酸化
物は、３０％程度で、その内Ｎｉ成分は２〜３％程度で
あり、その他の７０％はスラグ分である．スラグにはＮ
ｉ鉱石の他、炭材中のスラグ分が加わって、Ｎｉ鉱石重
量の約８割がスラグになる．したがって、成分８％程度
のＮｉ溶銑を得るには溶銑トン当たり、Ｎｉ鉱石中のＮ
ｉ成分により３〜４ｔのスラグが生成する．スラグの見
掛け密度は、排滓前には１．５程度であるから、その容
積は溶湯に比して約１５倍にも達することがある．この
ため、スロッピング、により操業の中断、設備機器の損
傷の虞があり、操業の安定性を著しく阻害するとともに
、Ｎ１歩留まりを低下させる．また、多量のスラグによ
るスロッピングを防止するため、溶融還元途中で、必要
以上に排滓することは、排滓時の地金流出湯によおりＮ
ｉ歩留まりに大きく影響する．操業の安定性、Ｎ１の歩
留りを確保するためには、製錬炉の容積と排滓の時期が
開題となる。そこで，Ｎｉ鉱石の溶融還元に際して、適
切な排滓の時期と製煉炉の容積を決めるため、試験を行
ってＮｉ鉱石の装入量と製錬炉内のスラグレベルとの関
係について、第２図を得た．Ｎｉ鉱石の装入量が４ｔ以
上になってグラフが直線になっているのは、スラグが少
ないときはスラグに含まれるガスの容積が大きいためと
考えられる．この第２図のデータを解析して得られたス
ラグ比重量Ｗｓとスラグ比容積ＶＳとの関係を示すグラ
フを第３図は示す．単位はそれぞれ溶銑トン当たりのト
ン、Ｍである．以下、■．Ｗの単位はこれと同じとして
ある．第３国のグラフから、スラグ比重量Ｗｓとスラグ
比容ｆｊ［ Ｖ ｓとの関係は，Ｗｓが略ｌ以上の直線
部分ではＶ， ＝ ０．４Ｗｓ ＋ ０．８５ で表すことができる．これに溶湯の比容積０．１５を加
えて、製錬炉の保持するスラグと溶湯の比容積■Ｓ−は Ｖｓｘ ＝ ０．４Ｗｓ ＋ １．０ −
・＝−（１）となる．上記（１）式の定数は両辺の単位
が揃うように定められている．実操業では、殆どＷ ｓ
＞ １を満足するので、以下に上記（１）式について
，製錬炉の容積と排滓の時期を検討する． 製錬炉ｌＯの比容積を■０とすると、スロッピングによ
る不安定操業を防止するためにはＶＢ （ Ｖ
Ｏ ・・・ ・・
・・・・ （２）の条件が必須である． さらに■ｓＭとＶｏとの関係を検討するとまた、この式
を Ｖ５＠４＝ α■０ ・・・
・・・・・・（３》と書いて、αはＯくαく１とすると
、αが１に近いとスロッピングによる操業不安定の虞が
あり，逆にαが０に近いと、スロツビングによる影響は
受けにくいが、製錬炉の容積■０が大きくなり過ぎて不
経済であり、効率的な操業は困難である．こうした観点
から、αの値は ０，８〈α＜ ０．９５ ・・・・・・
・・〈４》が好ましい． （２）式または、（４）と《５）式から、スラグの比重
量Ｗｓに対して、排滓の時期が定められる．また、製造
すべきＮｉ溶銑の量、および含有Ｎｉの割合から、排滓
までに発生するスラグの比重量Ｗｓが定められると、製
煉炉の比容積■Ｏが求められる．Ｎｉ鉱石の投入量ＷＮ
と前記Ｗｓとの関係は、原料の投入量およびＮｉ鉱石中
のＮｉ成分により容易に知ることができるので、前述の
操業不安定またはＮｉ歩留まりの低下を回避するために
行われる排滓の時期を定めることができる．また、同様
にして目標とする溶湯中のＮｉ成分量に対して、Ｎｉ鉱
石その他必要な原料の投入量から （２）式または、（
４）と（５）式によりＮｉの溶融還元を行う製錬炉の容
積Ｖｏを求めることができる． 溶湯容量５ｔ、炉内容積１０＋＋’の製錬炉でＮｉ鉱石
を溶解したとき，具体例について説明する．発生スラグ
量はＮｉ鉱石の性質のよって多少異なるが、前述の通り
、Ｎｉ鉱石の装入量の８割とする．排滓までのＮｉ鉱石
の装入量が１ ３ ｔ ／ａｈ、溶湯ハ１ ０ ｔ／ｃ
ｈ ノ）：−き、ＷＳ ＝１０／５ ＝２．０を（１）
式に入れて、Ｖ ｓｗ” ０．４ Ｘ ２．０ ＋１．
０ ＝ １．８０となり、ａ ＝ Ｖ ｓｗ／ Ｖｏ
＝ １．８ ／ ２ ＝０．９０ テ、０．８＜α＝
０．９０ ＜ ０．９５ となって、《４》式を満足している． ［発明の効果］ 本発明によれば、スラグ量とＮｉ鉱石の投入量との関係
が人められているので、これによって製錬炉の容積が定
められていれば、スロッピングが発生しないように排滓
または出湯の時期が定めることができ、また製造される
溶湯の量，Ｎｉ成分が定められれば、製錬炉の好ましい
容積を求めることができる．
製煉炉に関する． ［従来の技術］ 従来、ステンレス鋼の溶製は、電気炉を用いてスクラッ
プとＦｅＣｒ．ＦｅＮｉ等の合金鉄または電解Ｎｉを溶
解して行われていた．すなわち、ステンレス鋼の主要成
分であるＣｒ，Ｎｉは予め電気炉で還元された合金鉄を
さらに電気炉で溶解していた．このような従来の方法に
対して、員近、省エネルギー、低製造コストの観点から
、Ｃｒ鉱石から直接高クロム溶銑を得る所謂溶融還元法
が注目を集めている． ［発明が解決しようとする課題］ しかしながら、ステンレス鋼の溶製は、Ｃｒ源について
は前述のように転炉型の製錬炉でＣｒ鉱石の直接溶融還
元が試みられているが、Ｎｉ鉱石を直接、溶融還元する
方法は試みられていない．この理由は、Ｎｉ鉱石につい
ては、鉱石中のＮｉ分が２〜３％程度と低いので、鉱石
の使用量が非常に多くなり、操業が困難であると考えら
れているためである．例えば、８％Ｎｉのステンレス鋼
でトン当たりＮｉ鉱石３〜４トンの使用量となる．した
がって、Ｎｉ鉱石の溶融還元に際して、多量のスラグ発
生に伴うスラグまたは地金の流出により、操業の中断、
設備機器の損傷またはＮｔ歩留まり低下の虞があった．
一方、前述のスラグまたは地金の流出３回避するため、
溶融還元途中で多数回の排滓を行うことは、排滓時の地
金流出により、Ｎｉ歩留まりが極端に低下する他、作業
能率を能率を低下させる虞があった． 本発明はかかる事情に鑑みてなされたもので、多量のス
ラグの発生によって操業の安定性が確保され、Ｎｉの歩
留りが低下する虞のないＮｉ鉱石の溶融還元方法とその
製錬炉を提供することを目的とする． ［課題を解決するための手段，作用］ 第１の発明によるＮｉ鉱石の溶融還元法は，底吹き羽口
および上吹きランスを備えた転炉型製錬炉において、Ｎ
ｉ鉱石及び炭材を前記製錬炉に装入し、上吹きランスか
ら酸素ガス、底吹き羽口から攪拌ガスを吹き込んで高Ｎ
ｉ溶銑を得る方法であって、 製煉炉の比容積をＶｏ （溶湯トン当たりｆｆｉ３）
、発生スラグの比重量をＷｓ（溶湯トン当たりトン）と
したとき、次式 Ｖ ｏ ＞ ０．４Ｗ ｓ ＋ １．０の関係を
満たすように排滓を行うことを特徴とする． 第２の発明による転炉型製錬炉は、Ｎｉ鉱石及び炭材を
装入して、上吹きランス及び底吹き羽口から酸素ガスま
たは攪拌ガスを吹き込んで高Ｎｉ溶銑を得る製錬炉であ
って、前記製錬炉の比容積Ｖ０（溶鋼トン当たりＩ１３
）が、排滓するまでに発生したスラグの比重量をＷｓ（
溶湯トン当たりトン）としたとき、次式 Ｖｏ ＞ ０．４Ｗｓ ＋１．０ の関係を満たすことを特徴とする． ［実施例］ 本発明の実施例を添付の図面を参照しながら説明する．
第１図は本実施例の製錬炉１０で、図中、２１は上吹き
酸素ランス、２２は底吹き羽口、１１は溶解したメタル
である溶湯、１２はスラグ層、２３は原料であるＮｉ鉱
石、炭材または造滓剤を製錬炉１０に投入するためのホ
ッパ２４は底吹き羽口２２に攪拌ガスを供給する供給管
である． 以上のように構成された製錬炉により、Ｎｉを所定量含
むＮｉ溶銑を溶解する方法について説明する．最初に溶
銑が装入され、次いで、炭材を装入して上吹き酸素ラン
ス２１がらの送酸により、１５００℃程度に昇温されな
のち、Ｎ１鉱石の投入が１始される．底吹き羽口２２が
らの撹拌ガスの吹き込みは、溶銑が装入されたときがら
羽口が閉塞されないように行われ、必要に応じてその吹
き込み量が増大される．装入されたＮｉ鉱石は溶湯中の
Ｃによって還元される．溶解の熱エネルギーは炭材の酸
素による燃焼すなわちＣ→ｃＯ，ＣＯ→ＣＯ２によって
供給される． 一般的に使用されるＮｉ鉱石に含まれるＦｅＮｉの酸化
物は、３０％程度で、その内Ｎｉ成分は２〜３％程度で
あり、その他の７０％はスラグ分である．スラグにはＮ
ｉ鉱石の他、炭材中のスラグ分が加わって、Ｎｉ鉱石重
量の約８割がスラグになる．したがって、成分８％程度
のＮｉ溶銑を得るには溶銑トン当たり、Ｎｉ鉱石中のＮ
ｉ成分により３〜４ｔのスラグが生成する．スラグの見
掛け密度は、排滓前には１．５程度であるから、その容
積は溶湯に比して約１５倍にも達することがある．この
ため、スロッピング、により操業の中断、設備機器の損
傷の虞があり、操業の安定性を著しく阻害するとともに
、Ｎ１歩留まりを低下させる．また、多量のスラグによ
るスロッピングを防止するため、溶融還元途中で、必要
以上に排滓することは、排滓時の地金流出湯によおりＮ
ｉ歩留まりに大きく影響する．操業の安定性、Ｎ１の歩
留りを確保するためには、製錬炉の容積と排滓の時期が
開題となる。そこで，Ｎｉ鉱石の溶融還元に際して、適
切な排滓の時期と製煉炉の容積を決めるため、試験を行
ってＮｉ鉱石の装入量と製錬炉内のスラグレベルとの関
係について、第２図を得た．Ｎｉ鉱石の装入量が４ｔ以
上になってグラフが直線になっているのは、スラグが少
ないときはスラグに含まれるガスの容積が大きいためと
考えられる．この第２図のデータを解析して得られたス
ラグ比重量Ｗｓとスラグ比容積ＶＳとの関係を示すグラ
フを第３図は示す．単位はそれぞれ溶銑トン当たりのト
ン、Ｍである．以下、■．Ｗの単位はこれと同じとして
ある．第３国のグラフから、スラグ比重量Ｗｓとスラグ
比容ｆｊ［ Ｖ ｓとの関係は，Ｗｓが略ｌ以上の直線
部分ではＶ， ＝ ０．４Ｗｓ ＋ ０．８５ で表すことができる．これに溶湯の比容積０．１５を加
えて、製錬炉の保持するスラグと溶湯の比容積■Ｓ−は Ｖｓｘ ＝ ０．４Ｗｓ ＋ １．０ −
・＝−（１）となる．上記（１）式の定数は両辺の単位
が揃うように定められている．実操業では、殆どＷ ｓ
＞ １を満足するので、以下に上記（１）式について
，製錬炉の容積と排滓の時期を検討する． 製錬炉ｌＯの比容積を■０とすると、スロッピングによ
る不安定操業を防止するためにはＶＢ （ Ｖ
Ｏ ・・・ ・・
・・・・ （２）の条件が必須である． さらに■ｓＭとＶｏとの関係を検討するとまた、この式
を Ｖ５＠４＝ α■０ ・・・
・・・・・・（３》と書いて、αはＯくαく１とすると
、αが１に近いとスロッピングによる操業不安定の虞が
あり，逆にαが０に近いと、スロツビングによる影響は
受けにくいが、製錬炉の容積■０が大きくなり過ぎて不
経済であり、効率的な操業は困難である．こうした観点
から、αの値は ０，８〈α＜ ０．９５ ・・・・・・
・・〈４》が好ましい． （２）式または、（４）と《５）式から、スラグの比重
量Ｗｓに対して、排滓の時期が定められる．また、製造
すべきＮｉ溶銑の量、および含有Ｎｉの割合から、排滓
までに発生するスラグの比重量Ｗｓが定められると、製
煉炉の比容積■Ｏが求められる．Ｎｉ鉱石の投入量ＷＮ
と前記Ｗｓとの関係は、原料の投入量およびＮｉ鉱石中
のＮｉ成分により容易に知ることができるので、前述の
操業不安定またはＮｉ歩留まりの低下を回避するために
行われる排滓の時期を定めることができる．また、同様
にして目標とする溶湯中のＮｉ成分量に対して、Ｎｉ鉱
石その他必要な原料の投入量から （２）式または、（
４）と（５）式によりＮｉの溶融還元を行う製錬炉の容
積Ｖｏを求めることができる． 溶湯容量５ｔ、炉内容積１０＋＋’の製錬炉でＮｉ鉱石
を溶解したとき，具体例について説明する．発生スラグ
量はＮｉ鉱石の性質のよって多少異なるが、前述の通り
、Ｎｉ鉱石の装入量の８割とする．排滓までのＮｉ鉱石
の装入量が１ ３ ｔ ／ａｈ、溶湯ハ１ ０ ｔ／ｃ
ｈ ノ）：−き、ＷＳ ＝１０／５ ＝２．０を（１）
式に入れて、Ｖ ｓｗ” ０．４ Ｘ ２．０ ＋１．
０ ＝ １．８０となり、ａ ＝ Ｖ ｓｗ／ Ｖｏ
＝ １．８ ／ ２ ＝０．９０ テ、０．８＜α＝
０．９０ ＜ ０．９５ となって、《４》式を満足している． ［発明の効果］ 本発明によれば、スラグ量とＮｉ鉱石の投入量との関係
が人められているので、これによって製錬炉の容積が定
められていれば、スロッピングが発生しないように排滓
または出湯の時期が定めることができ、また製造される
溶湯の量，Ｎｉ成分が定められれば、製錬炉の好ましい
容積を求めることができる．
第１図は本実施例の製錬炉の縦断面図、第２図はＮｉ鉱
石の装入量と製錬炉内のスラグレベルとの関係を示す区
、第３図は製煉炉内のスラグ比重量とスラグ比容積との
関係を示す図である．１０・・・製錬炉、１１・・・溶
湯、１２・・・スラグ層、２１・・・上吹きランス、２
２・・・底吹き羽口、２３・・・ホッパ．
石の装入量と製錬炉内のスラグレベルとの関係を示す区
、第３図は製煉炉内のスラグ比重量とスラグ比容積との
関係を示す図である．１０・・・製錬炉、１１・・・溶
湯、１２・・・スラグ層、２１・・・上吹きランス、２
２・・・底吹き羽口、２３・・・ホッパ．
Claims (4)
- （１）底吹き羽口および上吹きランスを備えた転炉型製
錬炉において、Ｎｉ鉱石及び炭材を前記製錬炉に装入し
、上吹きランスから酸素ガス、底吹き羽口から攪拌ガス
を吹き込んで高Ｎｉ溶銑を得る方法であって、 製錬炉の比容積をＶ＿０（溶湯トン当たりｍ＾３）、発
生スラグの比重量をＷ＿ｓ（溶湯トン当たりトン）とし
たとき、次式 Ｖ＿０＞０．４Ｗ＿ｓ＋１．０ の関係を満たすように排滓を行うことを特徴とするＮｉ
鉱石の溶融還元法。 - （２）０．８Ｖ＿０＜０．４Ｗ＿ｓ＋１．０＜０．９５
Ｖ＿０の関係を満たすように排滓を行うことを特徴とす
る請求項１のＮｉ鉱石の溶融還元法。 - （３）Ｎｉ鉱石及び炭材を装入して、上吹きランス及び
底吹き羽口から酸素ガスまたは攪拌ガスを吹き込んで高
Ｎｉ溶銑を得る製錬炉であって、前記製錬炉の比容積Ｖ
＿０（溶鋼トン当たりｍ＾３）が、排滓するまでに発生
したスラグの比重量をＷ＿ｓ（溶湯トン当たりトン）と
したとき、次式 Ｖ＿０＞０．４Ｗ＿ｓ＋１．０ の関係を満たすことを特徴とする転炉型製錬炉。 - （４）（０．４Ｗ＿ｓ＋１．０）／０．９５＜Ｖ＿０＜
（０．４Ｗ＿ｓ＋１．０）／０．８ の関係を満たすことを特徴とする請求項３の転炉型製錬
炉。
Priority Applications (10)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP1057179A JPH0791600B2 (ja) | 1989-03-09 | 1989-03-09 | Ｎｉ鉱石の溶融還元法 |
| US07/460,238 US5047082A (en) | 1989-03-09 | 1990-01-02 | Method for smelting reduction of Ni ore |
| AU47760/90A AU624893B2 (en) | 1989-03-09 | 1990-01-08 | Method for smelting reduction of ni ore |
| DE69018500T DE69018500T2 (de) | 1989-03-09 | 1990-01-12 | Verfahren zur Schmelzreduktion von Nickelerzen. |
| EP90100597A EP0386407B1 (en) | 1989-03-09 | 1990-01-12 | Method for smelting reduction of Ni ore |
| KR1019900001306A KR930001130B1 (ko) | 1989-03-09 | 1990-02-03 | Ni 광석의 용해 환원법 |
| CN90101142A CN1021348C (zh) | 1989-03-09 | 1990-03-05 | 镍矿石还原熔炼方法 |
| CA002011702A CA2011702C (en) | 1989-03-09 | 1990-03-07 | Method for smelting reduction of ni ore |
| BR909001096A BR9001096A (pt) | 1989-03-09 | 1990-03-08 | Processo para fusao redutora de minerio de ni |
| TW079105030A TW211587B (ja) | 1989-03-09 | 1990-06-19 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP1057179A JPH0791600B2 (ja) | 1989-03-09 | 1989-03-09 | Ｎｉ鉱石の溶融還元法 |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPH02236235A true JPH02236235A (ja) | 1990-09-19 |
| JPH0791600B2 JPH0791600B2 (ja) | 1995-10-04 |
Family
ID=13048294
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP1057179A Expired - Fee Related JPH0791600B2 (ja) | 1989-03-09 | 1989-03-09 | Ｎｉ鉱石の溶融還元法 |
Country Status (10)
| Country | Link |
|---|---|
| US (1) | US5047082A (ja) |
| EP (1) | EP0386407B1 (ja) |
| JP (1) | JPH0791600B2 (ja) |
| KR (1) | KR930001130B1 (ja) |
| CN (1) | CN1021348C (ja) |
| AU (1) | AU624893B2 (ja) |
| BR (1) | BR9001096A (ja) |
| CA (1) | CA2011702C (ja) |
| DE (1) | DE69018500T2 (ja) |
| TW (1) | TW211587B (ja) |
Cited By (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
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