JPS646242B2 - - Google Patents
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Classifications
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Description
〔産業上の利用分野〕
この発明は、鉄鉱石、石炭、石灰及び酸素ガス
を炉底の羽口又は炉体上部から精錬炉内の溶銑中
に吹き込み又は添加して溶銑を得る溶融還元製鉄
法に関する。
〔従来の技術〕
溶融還元製鉄法は、高炉製銑法に代るものであ
り、高炉製銑法においては高炉の建設費が高く、
広大な敷地が必要であるという高炉製銑法の欠点
を解消すべく、近年に至り開発されたものであ
る。この溶融還元製鉄法においては、精錬炉内の
溶銑中に、炉底に設けた羽口から予備還元鉱石又
は生鉱石並びに粉末状の石炭及び石灰を吹き込む
か又は炉上部から添加し、更に別の羽口から酸素
ガスを溶銑中に吹き込むか又はそれと同時に炉頭
部から炉内に挿入されたランスを介して溶銑に酸
素ガスを吹き付ける。そうすると、石炭が溶銑中
に溶解するとともに、石炭の炭素が酸素ガスによ
つて酸化される。そして、この酸化熱によつて鉱
石が溶融するとともに、鉱石が石炭中の炭素によ
つて還元される。溶銑から発生するCOガスは過
剰に吹込まれる酸素ガスにより２次燃焼されて
CO2ガスになる。このCO2ガスの顕熱は、溶銑上
を覆つているフオーミング状の鉄粒及びスラグに
伝達され、次いで、溶銑に戻される。
〔この発明が解決しようとする問題点〕
しかし、この従来の溶融還元製鉄法において
は、高炉製銑法により製造された溶銑に比較し
て、溶銑内の硫黄（Ｓ）濃度が高いという欠点が
ある。例えば、高炉溶銑のＳ濃度が0.03％である
のに対し、溶融還元製鉄法により製造された溶銑
の組成は、下記第１表に示す如くである。
[Industrial Application Field] This invention relates to a smelting reduction ironmaking method in which iron ore, coal, lime, and oxygen gas are blown into or added to hot metal in a smelting furnace through the tuyeres at the bottom of the furnace or the upper part of the furnace body to obtain hot metal. Regarding. [Prior art] The smelting reduction ironmaking method is an alternative to the blast furnace ironmaking method, which requires high construction costs for the blast furnace.
It was developed in recent years to overcome the drawback of the blast furnace ironmaking method, which requires a large area. In this smelting reduction ironmaking method, pre-reduced ore or raw ore, powdered coal and lime are injected into the hot metal in the smelting furnace through tuyeres provided at the bottom of the furnace, or are added from the top of the furnace. Oxygen gas is blown into the hot metal from the tuyeres, or at the same time, oxygen gas is blown into the hot metal from the furnace head through a lance inserted into the furnace. Then, the coal is dissolved in the hot metal, and the carbon in the coal is oxidized by the oxygen gas. The ore is melted by this oxidation heat, and the ore is reduced by the carbon in the coal. CO gas generated from hot metal is secondaryly combusted by oxygen gas injected in excess.
It becomes CO2 gas. The sensible heat of this CO 2 gas is transferred to the forming iron particles and slag covering the hot metal, and then returned to the hot metal. [Problems to be Solved by the Invention] However, this conventional smelting reduction ironmaking method has the disadvantage that the sulfur (S) concentration in the hot metal is higher than that of hot metal produced by the blast furnace ironmaking method. be. For example, while the S concentration of blast furnace hot metal is 0.03%, the composition of hot metal produced by the smelting reduction method is as shown in Table 1 below.
この発明は、特別の脱硫ステーシヨンを設置す
る必要がなく、脱硫処理のための時間的ロスが生
じることなく、溶銑温度の低下が回避された溶融
還元製鉄法を提供することを目的とする。
この発明に係る溶融還元製鉄法は、精錬炉内の
溶銑中にその炉下部に設けた羽口を介し又は炉上
部から鉱石、石炭、石灰及び酸素ガスを溶銑に向
けて添加し又は吹き込んで鉱石を還元精錬する溶
融還元製鉄法において、還元精錬が終了した後、
炉下部の羽口を介して、脱硫フラツクスをキヤリ
アガスにキヤリアさせて炉内の溶銑中に吹き込
み、溶銑を脱硫することを特徴とする。
溶融還元製鉄法においては、鉄鉱石等及び酸素
ガスの吹き込みによる還元精錬を約50分間継続し
た後、溶銑を鎮静化し、次いで出銑するため、約
10分間この原料装入を停止する。そして、羽口
３，４からは溶銑の浸入を防止する程度のガスを
流しておき、この鎮静化が終了した後、溶銑を出
銑する。この発明においては、溶銑鎮静化のため
の時間を利用し、炉下部の羽口を介して脱硫フラ
ツクスを溶銑内に吹き込み、溶銑を脱硫するもの
である。これにより、炉外での脱硫処理が不要に
なる。
〔実施例〕
以下、添附の図面に基いて、この発明の実施例
について説明する。第１図は、この発明の実施例
に係る方法の操業状態を示すグラフ図、第２図は
その方法に使用される精錬炉１を示す。この精錬
炉１は、上吹転炉とほぼ同様の構造を有している
が、炉底に羽口３，４が設けられていて炉底から
鉄鉱石及びガスなどを炉内に吹き込むことができ
る点が上吹転炉と異なる。
この精錬炉１の炉体２は、この炉頂が開口して
おり、炉底には、多数の羽口３，４が設置されて
いる。羽口３，４は、例えば、炉底の中心を中心
とする４個の同心円上に夫々複数個配設されてい
る。羽口３からは、粉末状の鉄鉱石、石炭及び石
灰が、プロセスガスをキヤリアガスとして炉内に
供給される。この鉄鉱石は、還元炉において予備
還元されたもの又は生のままの鉱石である。ま
た、プロセスガスは、工場内にて生成するガスで
あるが、精錬炉１にて排出されるガス及び還元炉
における排ガスなどを使用することができる。羽
口３のうち、石炭及び石灰用の羽口は、窒素ガス
又はアルゴンガスなどのキヤリアガスの供給源に
も連結することが可能である。このガス供給源と
羽口３との間を連結するパイプ（図示せず）に
は、脱硫フラツクスを貯留したホツパ（図示せ
ず）が配設されている。これにより、この羽口３
を介して脱硫フラツクスをキヤリアガスにキヤリ
アさせて溶銑１０内に吹き込むことができる。脱
硫フラツクスは、通常、脱硫処理に使用されてい
るフラツクスを使用することができる。一方、羽
口４からは、酸素ガスが炉内に供給される。炉体
２の上部には、操業終了時に炉内の溶湯を排出す
るための出湯口５が設けられており、下部には溶
銑を出湯するための出銑口６が設けられている。
出銑口６からは、バルブ７を開にすることによ
り、溶銑が出湯され、出湯口５からは、炉体２を
傾動することにより、溶湯が排出される。炉内の
溶銑１０上には、フオーミング状のスラグ１１が
存在し、このスラグ１１における溶銑１０の近傍
の領域には２次燃焼帯１２が形成される。
炉体２の内径は、例えば、7mであり、炉内に
は、約500トンの溶銑が挿入され、溶銑１トン当
り250Kgのスラグが形成される。炉内には、周囲
を耐火物で被覆したランス８がその下部をスラグ
１１内に浸漬させて挿入されている。このランス
８には、酸素ガスが供給され、その下端の吐出口
から酸素ガスが溶銑１０に向けて吐出される。こ
のランス８は、炉の中心部にその長手方向を鉛直
にして設置される。
このように構成される装置を使用して、鉱石を
溶融還元する場合は、先ず、第１図に示すよう
に、種湯として、約300トンの溶銑の精錬炉１内
に挿入する。次いで、羽口４を介して酸素ガスを
60000乃至70000Nm3／時の流量で炉内に供給し、
溶銑１０内に酸素ガスを吹き込む。そして、粒径
が0.5mm以下になるように破砕された鉄鉱石を、
288トン／時（4.8トン／分）の速度で、プロセス
ガスをキヤリアガスとして羽口３を介して溶銑１
０内に吹き込む。この粉状の鉄鉱石の供給と同時
に、粉状の生石灰及び石炭を夫々１時間当り23.4
トン及び165トンの速度（夫々、毎分0.39トン及
び2.75トン）で、プロセスガスをキヤリアガスと
して羽口３を介して溶銑１０に吹き込む。一方、
ランス８を介して酸素ガスを約48000Nm3／時の
速度で溶銑に向けて噴出させる。
そうすると、石炭は溶銑１０内に溶解し、酸素
ガスによつて酸化され、COガスが発生する。鉄
鉱石は溶解した炭素によつて還元され、溶銑１０
の量がしだいに増大するとともにCOガスが発生
する。このようにして発生したCOガスはランス
８から吹き込まれている酸素ガスによつて２次燃
焼され、CO2ガスが発生する。このCO2ガスは極
めて大きな顕熱を有しており、このCO2ガスが溶
銑上のフオーミング状スラグを通過して上昇する
間に、その顕熱が鉄粒及びスラグ粒に伝達され
る。このような鉄粒及びスラグ粒は対流していて
これらが溶銑１０に戻ることにより、CO2ガスの
顕熱が溶銑１０に返還される。
このようにして、鉄鉱石を精錬することによ
り、精錬炉１内の溶銑１０は１時間で約500トン
に増加する。そうすると、酸素ガス及び鉄鉱石等
の吹き込みを停止し、石炭及び石灰用の羽口３を
介して、脱硫フラツクスを窒素ガス又はアルゴン
ガスにキヤリアさせて、溶銑１０内に吹き込む。
この脱硫フラツクスの吹き込み及び溶銑の鎮静化
が終了した後、バルブ７を開にして、出銑口６か
ら溶銑を約200トン出銑する。この出銑が終了し
た後、酸素ガス及び鉄鉱石の吹き込みを再開し、
精錬を再度開始する。このような操作を繰返し、
例えば、200時間に亘り鉄鉱石を連続精錬する。
精錬終了後、炉体２を傾動させて、出湯口５から
残存している溶銑１０を排出する。
次に、この発明方法により、１時間当り200ト
ンの溶銑を生産した場合の実施例について説明す
る。先ず、新炉のスタート時の第１の実施例につ
いて説明する。
第２表は、溶銑脱硫処理前後の溶銑組成を示
し、第３表は同じくそのスラグ組成を示す。ま
た、第４表はCaO／SiO2比及び硫黄分配比を示
す。
An object of the present invention is to provide a smelting reduction ironmaking method that does not require the installation of a special desulfurization station, eliminates time loss for desulfurization treatment, and avoids a drop in hot metal temperature. The smelting reduction ironmaking method according to the present invention involves adding ore, coal, lime, and oxygen gas into hot metal in a smelting furnace through tuyeres provided in the lower part of the furnace or from the upper part of the furnace to form ore. In the smelting reduction ironmaking method, which reduces and refines
The desulfurization flux is carried into a carrier gas and blown into the hot metal in the furnace through the tuyeres in the lower part of the furnace to desulfurize the hot metal. In the smelting reduction ironmaking process, after reduction refining by blowing iron ore, etc. and oxygen gas continues for about 50 minutes, the hot metal is quenched and then tapped.
Stop this material charge for 10 minutes. Then, a sufficient amount of gas is allowed to flow through the tuyeres 3 and 4 to prevent the intrusion of the hot metal, and after the sedation is completed, the hot metal is tapped. In this invention, desulfurization flux is blown into the hot metal through the tuyeres in the lower part of the furnace to desulfurize the hot metal, using the time for the hot metal to settle down. This eliminates the need for desulfurization treatment outside the furnace. [Example] Hereinafter, an example of the present invention will be described based on the attached drawings. FIG. 1 is a graph showing the operating state of a method according to an embodiment of the present invention, and FIG. 2 shows a refining furnace 1 used in the method. This refining furnace 1 has almost the same structure as a top-blown converter, but tuyeres 3 and 4 are provided at the bottom of the furnace, making it possible to blow iron ore, gas, etc. into the furnace from the bottom. It differs from a top-blown converter in that it can be used. The furnace body 2 of this refining furnace 1 has an open top, and a large number of tuyeres 3 and 4 are installed at the bottom of the furnace. A plurality of tuyeres 3 and 4 are arranged, for example, on four concentric circles centered on the center of the hearth bottom. From the tuyeres 3, powdered iron ore, coal, and lime are supplied into the furnace using process gas as a carrier gas. This iron ore is either pre-reduced in a reduction furnace or raw ore. Further, the process gas is a gas generated in a factory, but gas discharged from the refining furnace 1, exhaust gas from a reduction furnace, etc. can be used. Of the tuyeres 3, those for coal and lime can also be connected to a source of carrier gas, such as nitrogen gas or argon gas. A pipe (not shown) connecting this gas supply source and the tuyere 3 is provided with a hopper (not shown) storing desulfurization flux. As a result, this tuyere 3
The desulfurization flux can be carried in a carrier gas and blown into the hot metal 10 through the carrier gas. As the desulfurization flux, a flux normally used for desulfurization treatment can be used. On the other hand, oxygen gas is supplied into the furnace from the tuyere 4. The upper part of the furnace body 2 is provided with a tapping port 5 for discharging the molten metal in the furnace at the end of operation, and the lower part is provided with a tapping port 6 for tapping the hot metal.
Hot metal is tapped from the tap hole 6 by opening the valve 7, and molten metal is discharged from the tap hole 5 by tilting the furnace body 2. A forming slag 11 is present on the hot metal 10 in the furnace, and a secondary combustion zone 12 is formed in a region of the slag 11 near the hot metal 10. The inner diameter of the furnace body 2 is, for example, 7 m, approximately 500 tons of hot metal is inserted into the furnace, and 250 kg of slag is formed per 1 ton of hot metal. A lance 8 whose periphery is covered with a refractory material is inserted into the furnace with its lower part immersed in the slag 11. Oxygen gas is supplied to this lance 8, and the oxygen gas is discharged toward the hot metal 10 from a discharge port at the lower end of the lance 8. This lance 8 is installed in the center of the furnace with its longitudinal direction being vertical. When ore is melted and reduced using the apparatus constructed as described above, first, as shown in FIG. 1, about 300 tons of hot metal is inserted into a smelting furnace 1 as a seed bath. Next, oxygen gas is introduced through the tuyere 4.
Supplied into the furnace at a flow rate of 60000 to 70000Nm 3 /hour,
Oxygen gas is blown into the hot metal 10. Then, the iron ore is crushed to a particle size of 0.5 mm or less,
At a speed of 288 tons/hour (4.8 tons/minute), hot metal 1 is pumped through tuyere 3 using process gas as a carrier gas.
Blow into 0. At the same time as this powdered iron ore is supplied, powdered quicklime and coal are each supplied at a rate of 23.4% per hour.
The process gas is blown into the hot metal 10 through the tuyere 3 as a carrier gas at a rate of 0.39 tons and 165 tons per minute (0.39 tons and 2.75 tons per minute, respectively). on the other hand,
Oxygen gas is injected through the lance 8 towards the hot metal at a rate of about 48000 Nm 3 /hour. Then, the coal is dissolved in the hot metal 10, oxidized by oxygen gas, and CO gas is generated. Iron ore is reduced by dissolved carbon, and hot metal 10
As the amount of CO gas gradually increases, CO gas is generated. The CO gas thus generated is subjected to secondary combustion by the oxygen gas blown from the lance 8, and CO 2 gas is generated. This CO 2 gas has extremely large sensible heat, and while this CO 2 gas passes through the forming slag on the hot metal and rises, the sensible heat is transferred to the iron grains and slag grains. These iron grains and slag grains are convected and return to the hot metal 10, whereby the sensible heat of the CO 2 gas is returned to the hot metal 10. By refining the iron ore in this way, the amount of hot metal 10 in the refining furnace 1 increases to about 500 tons in one hour. Then, the blowing of oxygen gas, iron ore, etc. is stopped, and the desulfurization flux is carried in nitrogen gas or argon gas and is blown into the hot metal 10 through the tuyeres 3 for coal and lime.
After the blowing of the desulfurization flux and the calming of the hot metal are completed, the valve 7 is opened and about 200 tons of hot metal is tapped from the tap hole 6. After this tapping is completed, the injection of oxygen gas and iron ore is resumed.
Start refining again. Repeat these operations,
For example, iron ore is continuously refined for 200 hours.
After the refining is completed, the furnace body 2 is tilted and the remaining hot metal 10 is discharged from the tapping port 5. Next, an example will be described in which 200 tons of hot metal is produced per hour by the method of this invention. First, a first example at the time of starting a new furnace will be described. Table 2 shows the hot metal composition before and after the hot metal desulfurization treatment, and Table 3 also shows the slag composition. Table 4 also shows the CaO/SiO 2 ratio and sulfur distribution ratio.
【表】【table】
【表】【table】
【表】
但し、第２表及び第３表において、単位は重量
％であり、tr.は微量を意味する。脱硫処理前及
び処理後の溶銑温度は夫々1500℃及び1496℃であ
り、温度低下はほとんど起きていない。スラグ量
は、処理前が122.6トンであり、処理後130トンで
ある。
新炉のスタート時においては、種湯として、溶
銑を315トン炉内に装入し、鉄鉱石等及び酸素ガ
スを溶銑に吹き込んで還元精錬し、溶銑を515ト
ン溶製する。次いで、この溶銑に対し、粉状の脱
硫フラツクスをキヤリアガスにキヤリアさせて溶
銑に吹き込み、溶銑を脱硫する。脱硫フラツクス
はCaOを主体とする粉体である。7.3トンの脱硫
フラツクスを、石炭と生石灰の合計吹込み速度を
3.15トン／分にして、2.3分で吹込んだ。
この第１実施例においては、脱硫処理前の硫黄
濃度〔Ｓ〕Iが0.15％、脱硫処理後の硫黄濃度
〔Ｓ〕Fが0.02％であり、従つて、その脱硫効率は
約80％である。脱硫フラツクスを粉体インジエク
シヨン法により、溶銑に添加する場合は、脱硫フ
ラツクスと溶銑との混合撹拌が強いので、脱硫速
度はCaO中のＳの拡散律速と考えられる。この場
合は、下記(1)式が成立する。
〔Ｓ〕I−〔Ｓ〕F＝βM ……(1)
但し、βは定数で、脱硫フラツクスが生石灰で
あるときは、0.0217であり、Ｍはこの生石灰の添
加原単位（溶銑１トン当りの量〔Kg〕）である。
従つて、この式から、515トンの溶銑の硫黄濃度
を0.15％から0.02％に脱硫するのに必要な脱硫フ
ラツクスの量は、7.3トン（溶銑515トン）にな
り、この値は実操業における値とよく一致する。
この発明によれば、鎮静化のための時間の前半
の2.3分を使用して脱硫処理することができ、次
いで、残りの時間を使用して溶銑を更に鎮静化す
るとともに、約５分間で溶銑を出銑する。ちなみ
に、トーピードカーにて、溶銑に脱硫フラツクス
を吹き込む場合は、ランス１本当り、最大でも約
150Kg／分であるので、この発明における脱硫処
理においては、トーピード脱硫の約20倍の処理能
力を有していることになる。なお、石灰及び石炭
吹き込み用の羽口３の他に、鉄鉱石吹き込み用の
羽口３を使用して脱硫フラツクスを溶銑に添加し
てもよい。これにより、脱硫時間を一層短縮する
ことができる。
次に、この発明の第２の実施例について説明す
る。この第２の実施例は、定常操業の場合、つま
り200トンの出銑を繰り返している場合のもので
ある。第５表は、溶銑脱硫処理前後の溶銑組成を
示し、第６表は同じくそのスラグ組成を示す。ま
た、第７表はCaO／SiO2比及び硫黄分配比を示
す。[Table] However, in Tables 2 and 3, the unit is weight %, and tr. means a trace amount. The hot metal temperatures before and after the desulfurization treatment were 1500°C and 1496°C, respectively, with almost no temperature drop. The amount of slag was 122.6 tons before treatment and 130 tons after treatment. When starting a new furnace, 315 tons of hot metal will be charged into the furnace as seed water, and iron ore, etc. and oxygen gas will be blown into the hot metal for reduction refining to produce 515 tons of hot metal. Next, powdered desulfurization flux is carried in a carrier gas and blown into the hot metal to desulfurize the hot metal. Desulfurization flux is a powder mainly composed of CaO. 7.3 tons of desulfurization flux was added at the combined injection rate of coal and quicklime.
It was blown at 3.15 tons/min in 2.3 minutes. In this first example, the sulfur concentration [S] I before the desulfurization treatment is 0.15%, and the sulfur concentration [S] F after the desulfurization treatment is 0.02%, so the desulfurization efficiency is about 80%. . When desulfurization flux is added to hot metal by the powder injection method, the desulfurization rate is considered to be rate-determined by the diffusion of S in CaO because the desulfurization flux and hot metal are mixed and stirred strongly. In this case, the following formula (1) holds true. [S] I - [S] F = βM ...(1) However, β is a constant, and when the desulfurization flux is quicklime, it is 0.0217, and M is the addition unit of this quicklime (per ton of hot metal). amount [Kg]).
Therefore, from this formula, the amount of desulfurization flux required to desulfurize the sulfur concentration of 515 tons of hot metal from 0.15% to 0.02% is 7.3 tons (515 tons of hot metal), which is the value in actual operation. matches well. According to this invention, the first 2.3 minutes of the sedation time can be used for desulfurization, and the remaining time is then used to further sedate the hot metal, and the hot metal can be desulfurized in about 5 minutes. to tap iron. By the way, when injecting desulfurization flux into hot metal using a torpedo car, the maximum amount of desulfurization flux per lance is approx.
Since the desulfurization rate is 150Kg/min, the desulfurization treatment according to the present invention has a processing capacity approximately 20 times that of torpedo desulfurization. In addition to the tuyere 3 for blowing lime and coal, the desulfurization flux may be added to the hot metal using the tuyere 3 for blowing iron ore. Thereby, the desulfurization time can be further shortened. Next, a second embodiment of the invention will be described. This second example is for a case of steady operation, that is, a case of repeated tapping of 200 tons. Table 5 shows the hot metal composition before and after the hot metal desulfurization treatment, and Table 6 also shows the slag composition. Table 7 also shows the CaO/SiO 2 ratio and sulfur distribution ratio.
【表】【table】
【表】【table】
この発明によれば、溶融還元炉内において、出
銑に先立つ溶銑鎮静化のための時間を利用して溶
銑を脱硫する。従つて、炉外での脱硫が不要であ
るので、高コストの脱硫ステーシヨンを建設する
必要がない他、時間的ロス及び溶銑の温度低下を
回避することができる。このため、製銑プロセス
及び製鋼プロセスの整合性を高めることが可能に
なる。
According to this invention, the hot metal is desulfurized in the smelting reduction furnace using the time for the hot metal to settle down prior to tapping. Therefore, desulfurization outside the furnace is not necessary, so there is no need to construct an expensive desulfurization station, and time loss and temperature drop of the hot metal can be avoided. Therefore, it becomes possible to improve the consistency of the pig iron making process and the steel making process.
第１図は、この発明の実施例に係る方法の操業
状態を示すグラフ図、第２図はその実施に使用す
る装置の断面図である。
１；精錬炉、２；炉体、３，４；羽口、６；出
銑口、８；ランス、１０；溶銑、１１；スラグ。
FIG. 1 is a graph showing the operating state of a method according to an embodiment of the present invention, and FIG. 2 is a sectional view of an apparatus used for carrying out the method. 1; smelting furnace, 2; furnace body, 3, 4; tuyere, 6; taphole, 8; lance, 10; hot metal, 11; slag.
Claims (1)
を介し又は炉上部から鉱石、石炭、石灰及び酸素
ガスを溶銑に向けて添加し又は吹き込んで鉱石を
還元精錬する溶融還元製鉄法において、還元精錬
が終了した後、炉下部の羽口を介して、脱硫フラ
ツクスをキヤリアガスにキヤリアさせて炉内の溶
銑中に吹き込み、溶銑を脱硫することを特徴とす
る溶融還元製鉄法。1 In the smelting reduction ironmaking process in which ore, coal, lime, and oxygen gas are added or blown into the hot metal in the smelting furnace through tuyeres installed in the lower part of the furnace or from the upper part of the furnace to reduce and refine the ore. , a smelting reduction ironmaking method characterized in that after reduction refining is completed, the desulfurization flux is carried into a carrier gas and blown into the hot metal in the furnace through the tuyere in the lower part of the furnace to desulfurize the hot metal.
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP3931785A JPS61199010A (en) | 1985-02-28 | 1985-02-28 | Iron making method by melt reduction |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| JP3931785A JPS61199010A (en) | 1985-02-28 | 1985-02-28 | Iron making method by melt reduction |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| JPS61199010A JPS61199010A (en) | 1986-09-03 |
| JPS646242B2 true JPS646242B2 (en) | 1989-02-02 |
Family
ID=12549731
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| JP3931785A Granted JPS61199010A (en) | 1985-02-28 | 1985-02-28 | Iron making method by melt reduction |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| JP (1) | JPS61199010A (en) |
Families Citing this family (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| AT390804B (en) * | 1988-09-27 | 1990-07-10 | Voest Alpine Ind Anlagen | METHOD FOR THE CONTINUOUS MELTING OF SCRAP AND / OR PIG IRON, AND DEVICE FOR CARRYING OUT THIS METHOD |
| AUPQ308799A0 (en) * | 1999-09-27 | 1999-10-21 | Technological Resources Pty Limited | A direct smelting process |
-
1985
- 1985-02-28 JP JP3931785A patent/JPS61199010A/en active Granted
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| JPS61199010A (en) | 1986-09-03 |
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