RU2068008C1 - Method of highly siliceous ferrosilicium and technical silicon heat - Google Patents
Method of highly siliceous ferrosilicium and technical silicon heat Download PDFInfo
- Publication number
- RU2068008C1 RU2068008C1 RU94012674A RU94012674A RU2068008C1 RU 2068008 C1 RU2068008 C1 RU 2068008C1 RU 94012674 A RU94012674 A RU 94012674A RU 94012674 A RU94012674 A RU 94012674A RU 2068008 C1 RU2068008 C1 RU 2068008C1
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- quartzite
- melting
- gas
- electrodes
- hollow
- Prior art date
Links
- 229910052710 silicon Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 21
- 239000010703 silicon Substances 0.000 title claims abstract description 19
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 16
- XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N Silicon Chemical compound [Si] XUIMIQQOPSSXEZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 title abstract description 15
- 239000011044 quartzite Substances 0.000 claims abstract description 25
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 8
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 claims abstract description 7
- 239000002184 metal Substances 0.000 claims abstract description 7
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 6
- 239000002023 wood Substances 0.000 claims abstract description 5
- 238000007664 blowing Methods 0.000 claims abstract description 4
- 239000002893 slag Substances 0.000 claims abstract description 4
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 25
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 25
- UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N Carbon monoxide Chemical compound [O+]#[C-] UGFAIRIUMAVXCW-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 9
- 229910000519 Ferrosilicon Inorganic materials 0.000 claims description 9
- 229910002091 carbon monoxide Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 238000002347 injection Methods 0.000 claims description 3
- 239000007924 injection Substances 0.000 claims description 3
- 230000000737 periodic effect Effects 0.000 claims description 3
- 229910002090 carbon oxide Inorganic materials 0.000 abstract description 4
- CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N Carbon dioxide Chemical compound O=C=O CURLTUGMZLYLDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 abstract description 3
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 abstract description 2
- 238000010438 heat treatment Methods 0.000 abstract 1
- 239000002245 particle Substances 0.000 abstract 1
- 238000010079 rubber tapping Methods 0.000 abstract 1
- 239000000126 substance Substances 0.000 abstract 1
- 239000007789 gas Substances 0.000 description 30
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 5
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 description 4
- 239000000956 alloy Substances 0.000 description 4
- 239000000571 coke Substances 0.000 description 4
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 4
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 4
- 230000003647 oxidation Effects 0.000 description 4
- 238000007254 oxidation reaction Methods 0.000 description 4
- 239000012159 carrier gas Substances 0.000 description 3
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 3
- IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N Atomic nitrogen Chemical compound N#N IJGRMHOSHXDMSA-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N Carbon Chemical compound [C] OKTJSMMVPCPJKN-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 229910004298 SiO 2 Inorganic materials 0.000 description 2
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 description 2
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 2
- 229910052799 carbon Inorganic materials 0.000 description 2
- 239000003610 charcoal Substances 0.000 description 2
- 239000003245 coal Substances 0.000 description 2
- 229910021419 crystalline silicon Inorganic materials 0.000 description 2
- VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N methane Chemical compound C VNWKTOKETHGBQD-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 230000007935 neutral effect Effects 0.000 description 2
- 239000002006 petroleum coke Substances 0.000 description 2
- 238000005245 sintering Methods 0.000 description 2
- CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N Fe2+ Chemical compound [Fe+2] CWYNVVGOOAEACU-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 229910001021 Ferroalloy Inorganic materials 0.000 description 1
- 239000000470 constituent Substances 0.000 description 1
- 238000010494 dissociation reaction Methods 0.000 description 1
- 230000005593 dissociations Effects 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 238000001704 evaporation Methods 0.000 description 1
- 230000008020 evaporation Effects 0.000 description 1
- 238000009851 ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000011121 hardwood Substances 0.000 description 1
- 230000003993 interaction Effects 0.000 description 1
- 239000000463 material Substances 0.000 description 1
- 229910052757 nitrogen Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000009856 non-ferrous metallurgy Methods 0.000 description 1
- 239000000843 powder Substances 0.000 description 1
- 238000012216 screening Methods 0.000 description 1
- 238000004088 simulation Methods 0.000 description 1
- 238000005406 washing Methods 0.000 description 1
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 1
Images
Landscapes
- Silicon Compounds (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к черной и цветной металлургии и может быть использовано при производстве ферросилиция с содержанием 90% Si и технического кремния. The invention relates to ferrous and non-ferrous metallurgy and can be used in the production of ferrosilicon with a content of 90% Si and technical silicon.
Известен способ производства ферросилиция и технического кремния, включающий дозирование и загрузку в печь шихты из кварцита и восстановителя (кокса, нефтекокса, полукокса, древесного и каменного угля), ее непрерывное проплавливание за счет тепла, выделяющегося в электрических дугах, периодический выпуск металла и шлака и непрерывное удаление из печи газообразных продуктов плавки (см. например, М.А. Рысс. Производство ферросплавов. М. Металлургия, 1985, с. 58 75). A known method for the production of ferrosilicon and technical silicon, including dosing and loading into the furnace a mixture of quartzite and a reducing agent (coke, petroleum coke, semi-coke, charcoal and hard coal), its continuous melting due to the heat generated in electric arcs, the periodic release of metal and slag and continuous removal of gaseous melting products from the furnace (see, for example, MA Riss. Ferroalloy production. M. Metallurgy, 1985, p. 58 75).
Недостатком данного способа является большой расход электродов. The disadvantage of this method is the high consumption of electrodes.
Наиболее близким к заявляемому является способ плавки в рудовосстановительной электропечи с полыми электродами, включающий загрузку шихтовых материалов, вдувание через полости электродов с помощью газа-носителя составляющих шихты, непрерывный отвод из печи колошниковых газов и периодический выпуск конденсированных продуктов плавки. В качестве газа-носителя в этом способе используется нейтральный газ, например азот (а.с. СССР N 1206319, C 21 C 5/56, от 08.06.84, опубл. 23.01.86, БИ N 3). Closest to the claimed is a method of melting in an ore-reducing electric furnace with hollow electrodes, including loading charge materials, blowing through the cavity of the electrodes using carrier gas constituents of the charge, continuous removal of blast furnace gases from the furnace and the periodic release of condensed melting products. As the carrier gas in this method, a neutral gas, for example nitrogen, is used (AS USSR N 1206319, C 21 C 5/56, dated 08.06.84, publ. 23.01.86, BI N 3).
При таком способе плавки кремния и высококремнистых сортов ферросилиция расход электродов остается высоким. Объясняется тем, что при вдувании нейтрального газа соотношением между SiO и CO в газе подэлектродной полости не изменяется. Поэтому газы окисляют электроды с торца, и их расход остается высоким. With this method of melting silicon and high-silicon varieties of ferrosilicon, the electrode consumption remains high. It is explained by the fact that when the neutral gas is injected, the ratio between SiO and CO in the gas of the sub-electrode cavity does not change. Therefore, gases oxidize the electrodes from the end, and their consumption remains high.
Задачей изобретения является уменьшение расхода электродов при плавке кремния на графитизированных или угольных электродах и электродной массы при плавке ФС90 ФС92 на самоспекающихся электродах преимущественно за счет уменьшения их окисления с торцов газами, образующимися в подэлектродных полостях. The objective of the invention is to reduce the consumption of electrodes when melting silicon on graphitized or carbon electrodes and the electrode mass when melting FS90 FS92 on self-sintering electrodes mainly by reducing their oxidation from the ends of the gases formed in the sub-electrode cavities.
Поставленная задача решается в результате того, что в способе плавки, включающем загрузку на колошник печи шихты, состоящей из кварцита, смеси восстановителей и древесной щепы, ее проплавление, вдувание газа через полые электроды, непрерывное удаление газообразных продуктов и периодический выпуск металла и шлака, кварцит сначала отсеивается от мелочи, затем крупная фракция смешивается с восстановителем и древесной щепой и загружается на колошник, а мелочь кварцита загружается или вдувается через полые электроды, при этом в качестве несущего газа используется оксид углерода или колошниковый газ от закрытых печей. Поставленная задача, во-вторых, решается в результате того, что концентрацию SiO в слое газа, непосредственно омывающем торцы электродов, понижают до 20 25% а концентрацию CO повышают до 75 80%
При таком способе плавки в результате вдувания мелочи кварцита непосредственно в подэлектродные полости извлечение кремния растет не менее чем на 6 7% расход электроэнергии понижается на 1000 1200 кВт/т, а расход электродов на 10 15 кг/т.The problem is solved as a result of the fact that in the melting method, which includes loading a furnace charge of a mixture consisting of quartzite, a mixture of reducing agents and wood chips, melting it, injecting gas through hollow electrodes, continuously removing gaseous products and periodically releasing metal and slag, quartzite first it is screened out from the fines, then the coarse fraction is mixed with the reducing agent and wood chips and loaded onto the top, and the fines of quartzite are loaded or blown through the hollow electrodes, while conductive carbon oxide gas is used, or the top gas from closed furnaces. The problem, secondly, is solved as a result of the fact that the concentration of SiO in the gas layer directly washing the ends of the electrodes is reduced to 20 25% and the CO concentration is increased to 75 80%
With this method of melting, as a result of the injection of fines of quartzite directly into the sub-electrode cavities, the silicon extraction increases by at least 6 7%; the electric power consumption decreases by 1000 1200 kW / t, and the electrode consumption by 10 15 kg / t.
Т. к. взаимодействие кварцита с углеродом начинается примерно при температуре ≈ 1700 К и происходит с участием газа по схеме
Чем больше углерода расходуется по этой схеме, тем меньше его остается на улавливание продуктов восстановителя из высокотемпературной зоны, тем хуже будут показатели плавки. С другой стороны видно, что карбидообразование по реакции (4) определяется в основном скоростью испарения диссоциации SiO2 по реакции (1), которая развивается тем интенсивнее, чем больше относительная поверхность кварцита, чем больше в шихте мелочи. Поэтому отсев мелочи и подача ее через полости в электродах, в т.ч. 30 мм, уменьшает карбидообразование в верхних зонах печи, увеличивает долю SiO2, поступающего непосредственно в горн печи и тем самым повышает извлечение кремния и уменьшает удельный расход электродов вследствие электроэрозии.Since the interaction of quartzite with carbon begins at approximately ≈ 1700 K and occurs with the participation of gas according to the scheme
The more carbon is consumed according to this scheme, the less it remains to capture the products of the reducing agent from the high-temperature zone, the worse the melting indices will be. On the other hand, it is seen that carbide formation according to reaction (4) is mainly determined by the evaporation rate of SiO 2 dissociation by reaction (1), which develops more intensively, the larger the relative surface of quartzite, the more fines are in the charge. Therefore, screening the little things and feeding it through the cavity in the electrodes, incl. 30 mm, reduces carbide formation in the upper zones of the furnace, increases the proportion of SiO 2 entering directly into the furnace of the furnace and thereby increases the extraction of silicon and reduces the specific consumption of electrodes due to electroerosion.
С другой стороны, в результате вдувания газа и понижения концентрации SiO до 20 25% прекращается окисление торца электродов газами. Это понижает расход электродов до 35 45 кг/т. On the other hand, as a result of gas injection and a decrease in the SiO concentration to 20 25%, the oxidation of the end of the electrodes by gases stops. This reduces the consumption of electrodes to 35 45 kg / t.
В полостях под электродами на 1 т сплава образуется ≈ 1450 1600 м3 газа, содержащего 47 50% SiO. Для того, чтобы понизить концентрацию SiO во всем этом газе, необходимо вдувание 1600 1950 3 оксида углерода. Это даже при температуре отходящих газов ≈ 700oC увеличит расход электроэнергии на 500 600 кВтч/т. Однако понижение концентрации SiOгаз во всей газовой фазе, образующейся в полости, не требуется. При ламинарном движении газа вдоль торца электродов для предохранения их от окисления газами достаточно сделать нейтральным только ту часть газа, которая непосредственно омывает электроды. При избыточном давлении газа 0,1 0,2 ати для этого достаточно вдувать в печь 100 150 м3 CO/т сплава.In the cavities under the electrodes per 1 ton of alloy, ≈ 1450 1600 m 3 of gas is formed, containing 47 50% SiO. In order to lower the concentration of SiO in all this gas, it is necessary to blow 1600 1950 3 carbon monoxide. This even at an exhaust gas temperature of ≈ 700 o C will increase energy consumption by 500 600 kWh / t. However, a decrease in the concentration of SiO gas in the entire gas phase formed in the cavity is not required. In the case of laminar gas movement along the end of the electrodes, in order to protect them from oxidation by gases, it is sufficient to neutralize only that part of the gas that directly washes the electrodes. With an excess gas pressure of 0.1 0.2 ati, it is sufficient to blow 100 150 m 3 CO / t of alloy into the furnace.
При таком расходе вдуваемый газ за время движения в полости и вдоль горячего торца электрода будет нагреваться выше средних температур в полости. Это будет способствовать повышению температуры магмы и температуры на ее поверхности на 10 15oC. Последнее в свою очередь дополнительно повысит (вследствие уменьшения равновесной концентрации SiO) извлечение кремния.At this flow rate, the injected gas during the movement in the cavity and along the hot end of the electrode will be heated above average temperatures in the cavity. This will increase the temperature of magma and the temperature on its surface by 10 15 o C. The latter in turn will further increase (due to a decrease in the equilibrium concentration of SiO) the extraction of silicon.
Для уменьшения окисления электродов необходимо вдувание оксида углерода или колошникового газа от закрытых РТП, содержание CO в котором обычно составляет не менее 85 90% Однако вместо оксида углерода в печь можно вдувать газопорошковые смеси, образующие при их нагревании оксиды углерода, например (O2 + 2C), (CO2 + C), (воздух +
Расход окиси углерода, как уже указывалось, при таком способе плавки составляет 100 150 м3/т. При расходе кварцита на тонну технического кремния 2,67 2,88 т расход несущего газа будет колебаться в пределах 4,5 - 5,5 м3 CO/100 кг кварцита. Именно этой величиной удобно пользоваться, т.к. при переходе от кремния на высококремнистые сорта ферросилиция удельный расход вдуваемого газа на 100 кг кварцита остается практически постоянным.The consumption of carbon monoxide, as already indicated, with this method of melting is 100 150 m 3 / t. With a flow rate of quartzite per tonne of industrial silicon of 2.67 2.88 tons, the consumption of carrier gas will fluctuate between 4.5 and 5.5 m 3 CO / 100 kg of quartzite. It is this quantity that is convenient to use, since when switching from silicon to high-silicon ferrosilicon grades, the specific consumption of injected gas per 100 kg of quartzite remains almost constant.
Способ можно использовать при плавке кристаллического кремния, ферросилиция марок Фс90 и Фс92 и даже ферросилиция с содержанием 75 80% Si. The method can be used in the melting of crystalline silicon, ferrosilicon grades Фс90 and Фс92 and even ferrosilicon with a content of 75 to 80% Si.
Пример 1. Способ при плавке кристаллического кремния реализуется следующим образом. Плавка осуществляется в открытой печи мощностью 16,5 25 МВА. Шихта с помощью течек порциями загружается на колошник, периодически опиковывается и подгребается к электродам специальными опиковочными машинами. Навеска шихты состоит из 300 кг кварцита, 100 160 кг древесного угля, 33 - 75 кг нефтекокса, 80 130 кг каменного угля и 150 250 кг древесной щепы. При этом кварцит перед его введением в шихту тщательно отсеивается от мелочи, в том числе и 30 мм. Мелочь в количестве 15 20% от всего расхода кварцита подается непосредственно в подэлектродные полости через полости в электродах. Одновременно с этим через полости вдувается оксид углерода в количестве 15 - 20 м3 на каждую колошу шихты, поданную на колошник. Выпуск металла производится периодически после двух часов работы печи. Реакционные газы сгорают на колошнике, собираются под зонтом и направляются на газоочистку.Example 1. The method for melting crystalline silicon is implemented as follows. Melting is carried out in an open furnace with a capacity of 16.5 25 MVA. The mixture with the help of leaking portions is loaded onto the top in portions, periodically dipped and picked up to the electrodes by special dowel machines. A charge of the charge consists of 300 kg of quartzite, 100 160 kg of charcoal, 33 - 75 kg of petroleum coke, 80 130 kg of coal and 150 250 kg of wood chips. In this case, quartzite is carefully screened out from the fines, including 30 mm, before it is introduced into the charge. A trifle in an amount of 15 to 20% of the total quartzite consumption is fed directly to the sub-electrode cavities through the cavities in the electrodes. At the same time, carbon monoxide is injected through the cavities in an amount of 15 - 20 m 3 for each top of the charge fed to the top. Metal is produced periodically after two hours of operation of the furnace. The reaction gases are burned at the top, are collected under an umbrella and sent to gas treatment.
Пример 2. Плавка ферросилиция Фс90 осуществляется следующим образом. Плавка ведется в открытых печах мощностью 16,5 33 МВА, оборудованных самоспекающимися полыми электродами диаметром 1,2 1,5 м. Кварцит отсеивается от мелочи, после чего смешивается с коксом и одубиной и порциями загружается на колошник. Навеска шихты состоит из 300 кг кварцита, 145 162 кг кокса, 60 100 кг одубины (отходы переработки коры дерева твердых пород). Example 2. Smelting ferrosilicon FS90 is as follows. Melting is carried out in open furnaces with a capacity of 16.5 33 MVA, equipped with self-sintering hollow electrodes with a diameter of 1.2 1.5 m. Quartzite is sifted out from the fines, then mixed with coke and an odubin and portioned is loaded onto the top. The charge of the charge consists of 300 kg of quartzite, 145 162 kg of coke, 60 100 kg of odin (waste from processing the bark of hardwood).
Мелочь кварцита в количестве до 15 20% от всего его расхода на плавку непрерывно загружается через полость в электроде. Одновременно с мелочью в печь вдувается колошниковый газ от закрытых печей в количестве ≈ 100 м3/т сплава или 4,5 5,5 м3/100 кг загружаемого на колошник кварцита. Газы собираются под зонтом, разбавляются воздухом, после чего направляются в газоочистку. Выпуск металла и плавка производятся в ковш 1 раз в 2 часа.A trifle of quartzite in an amount of up to 15 20% of its total consumption for melting is continuously loaded through a cavity in the electrode. Simultaneously with the fines in the furnace top gas is blown from the closed oven in an amount of ≈ 100 m 3 / t of alloy or 4.5 to 5.5 m 3/100 kg feed throat to quartzite. Gases are collected under an umbrella, diluted with air, and then sent to gas treatment. Metal production and smelting are carried out in the ladle once every 2 hours.
Пример 3. Для оценки возможных показателей плавки кремния и 90% ферросилиция построили модели плавки на обычной шихте при средней температуре в подэлектродных полостях 2200 K, с введением 15 20% мелочи кварцита и вдуванием в подэлектродные полости 4,5 5,5 м3 оксида углерода на 100 кг кварцита, а также с учетом повышения температуры в подэлектродных полостях на 15oC. Результаты моделирования приведены в таблице.Example 3. To assess the possible indicators of silicon melting and 90% ferrosilicon, melting models were constructed on a conventional charge at an average temperature in the sub-electrode cavities of 2200 K, with the introduction of 15 20% fines of quartzite and blowing 4.5 5.5 m 3 of carbon monoxide into the sub-electrode cavities per 100 kg of quartzite, and also taking into account the temperature increase in the sub-electrode cavities by 15 o C. The simulation results are shown in the table.
Предлагаемый способ плавки позволяет по сравнению с известными получить следующие преимущества. The proposed method of melting allows in comparison with the known to obtain the following advantages.
1. Уменьшить расход графитизированных или угольных электродов при плавке технического кремния на 80 100 кг/т сплава. 1. To reduce the consumption of graphitized or carbon electrodes when melting technical silicon by 80 100 kg / t of alloy.
2. Уменьшить затраты на производство технического кремния на 50 60 тыс. руб/т. 2. To reduce the cost of production of industrial silicon by 50 60 thousand rubles / t.
3. Не менее чем на 3 15% повысить извлечение кремния в металл. 3. Not less than 3 to 15% increase the extraction of silicon in the metal.
4. Заметно уменьшить расход электронной массы при плавке Фс90 и даже Фс75. ТТТ1 4. Significantly reduce the consumption of electron mass during the melting of Fs90 and even Fs75. TTT1
Claims (2)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU94012674A RU2068008C1 (en) | 1994-04-11 | 1994-04-11 | Method of highly siliceous ferrosilicium and technical silicon heat |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU94012674A RU2068008C1 (en) | 1994-04-11 | 1994-04-11 | Method of highly siliceous ferrosilicium and technical silicon heat |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU94012674A RU94012674A (en) | 1996-04-10 |
| RU2068008C1 true RU2068008C1 (en) | 1996-10-20 |
Family
ID=20154557
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU94012674A RU2068008C1 (en) | 1994-04-11 | 1994-04-11 | Method of highly siliceous ferrosilicium and technical silicon heat |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2068008C1 (en) |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2127707C1 (en) * | 1997-12-03 | 1999-03-20 | Открытое акционерное общество "Братский алюминиевый завод" | Method of smelting silicon and its alloys |
| RU2272976C2 (en) * | 2004-05-19 | 2006-03-27 | Оао Научно-Производственное Объединение "Электротерм" | Low hood of an open ore regenerating electric furnace |
Families Citing this family (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN112236392B (en) * | 2019-03-22 | 2024-02-02 | 瓦克化学股份公司 | Method for producing industrial silicon |
-
1994
- 1994-04-11 RU RU94012674A patent/RU2068008C1/en active
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| Авторское свидетельство CCCH № 1206319, кл. С 21 С 5/56, 1986. * |
Cited By (2)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2127707C1 (en) * | 1997-12-03 | 1999-03-20 | Открытое акционерное общество "Братский алюминиевый завод" | Method of smelting silicon and its alloys |
| RU2272976C2 (en) * | 2004-05-19 | 2006-03-27 | Оао Научно-Производственное Объединение "Электротерм" | Low hood of an open ore regenerating electric furnace |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU94012674A (en) | 1996-04-10 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| RU2244015C2 (en) | Method of production of metallic iron | |
| RU97117936A (en) | METHOD FOR PRODUCING CAST IRON | |
| JPS6141714A (en) | Composition and method for forming foamed steel slag cover for molten steel | |
| SU1466652A3 (en) | Method of reducing iron-containing chromium ores in rotary furnace | |
| US3920446A (en) | Methods of treating silicious materials to form silicon carbide for use in refining ferrous material | |
| RU2068008C1 (en) | Method of highly siliceous ferrosilicium and technical silicon heat | |
| KR100291250B1 (en) | Process for reducing the electric steelworksdusts and facility for implementing it | |
| SU1225495A3 (en) | Method of producing ferromanganese | |
| RU2094478C1 (en) | Composition blend for conversion | |
| KR20240024897A (en) | Methods for processing iron ore to obtain steel | |
| US4290800A (en) | Process for feeding iron sponge into an electric arc furnace | |
| Teguri et al. | Manganese ore pre-reduction using a rotary kiln to manufacture super-low-phosphorus ferromanganese | |
| US2502501A (en) | Process for reducing iron ores | |
| RU2137845C1 (en) | Refractory head for blast cupola | |
| JPS61104013A (en) | Method for recovering iron contained in molten steel slag | |
| KR100257213B1 (en) | Melt Reduction Method of Chromium Ore | |
| RU2109215C1 (en) | Process of waste processing | |
| JP2002317230A (en) | Method for recovering copper from slag of copper converter | |
| RU2086696C1 (en) | Method of smelting industrial-grade silicon and high-silicon sorts of ferrosilicon | |
| RU2059011C1 (en) | Method to melt ferrocilicon out in closed ore-thermal electrical furnaces | |
| SU789619A1 (en) | Method of processing zinc-containing dust in blast furnace and steel smelting production | |
| RU2057710C1 (en) | Method of smelting of crystalline silicon or high- silicon grades of ferrosilicon in rotating ore-smelting electric furnaces | |
| JPH0635604B2 (en) | Blast furnace operation method | |
| JP2001288477A (en) | Method for producing highly reactive coke for blast furnace | |
| US527312A (en) | Method of smelting |