RU2368689C2 - Method of receiving of vanadium-bearing alloys and ligatures - Google Patents
Method of receiving of vanadium-bearing alloys and ligatures Download PDFInfo
- Publication number
- RU2368689C2 RU2368689C2 RU2007133002/02A RU2007133002A RU2368689C2 RU 2368689 C2 RU2368689 C2 RU 2368689C2 RU 2007133002/02 A RU2007133002/02 A RU 2007133002/02A RU 2007133002 A RU2007133002 A RU 2007133002A RU 2368689 C2 RU2368689 C2 RU 2368689C2
- Authority
- RU
- Russia
- Prior art keywords
- vanadium
- slag
- zone
- metal
- reduction
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
Description
Изобретение относится к области черной и цветной металлургии, конкретнее к получению ванадийсодержащих сплавов и лигатур из шлаков, шламов, пылей и других соединений ванадия.The invention relates to the field of ferrous and non-ferrous metallurgy, and more particularly to the production of vanadium-containing alloys and alloys from slags, sludges, dusts and other vanadium compounds.
Из-за низкого содержания ванадия в рудах технология их переработки представляет сложный технологический процесс, состоящий из сочетания ряда металлургических и химических переделов.Due to the low content of vanadium in ores, the technology of their processing is a complex technological process, consisting of a combination of a number of metallurgical and chemical processes.
Известен способ получения феррованадия, состоящий из подготовки шихты, в состав которой входят оксиды ванадия, известь, ферросилиций и оборотный шлак, расплавления, восстановления, рафинирования, выпуска готовых продуктов плавки из печи и разливку в изложницы (Рысс М.А. Производство ферросплавов. - М.: Металлургия, 1975, с.281-292).A known method of producing ferrovanadium, consisting of the preparation of a mixture, which includes vanadium oxides, lime, ferrosilicon and slag, melting, recovery, refining, the release of finished smelting products from the furnace and casting into molds (Ryss M.A. Production of ferroalloys. - M .: Metallurgy, 1975, p. 281-292).
Особенность известного способа получения феррованадия состоит в том, что плавка складывается из двух периодов: восстановительного и рафинировочного. В первый период проводят восстановление ванадия из оксидов ванадия в условиях значительного избытка восстановителя - ферросилиция и высокой основности шлака. В результате получаем сплав с содержанием ванадия 25-30%, кремния - 21-23%, углерода - 0,3-0,5% и шлак с содержанием ванадия менее 0,35%, шлак выпускают, охлаждают и отправляют в отвал. Во второй период сплав обогащают ванадием за счет рафинирования его от кремния оксидами ванадия, которые загружают в печь вместе с известью. По достижении концентрации кремния в феррованадии в пределах 9-12% шлак выпускают и отправляют в отвал, а на жидкий феррованадий загружают новую порцию, содержащую смесь оксидов ванадия и извести, и продолжают рафинировать металл до содержания кремния в нем 1,5-2%. Полученный сплавы содержит 40-45% ванадия, 1,2-1,4% марганца, 0,08% фосфора и рафинировочный шлак с содержанием ванадия 6-12%. Его возвращают в электропечь на следующей плавке при проведении первого периода. На одну базовую тонну феррованадия (40% ванадия) расходуется: 710 кг V2O5 (100%), 425 кг ферросилиция, 75 кг алюминия, 1350 кг извести, 300 кг железной обрези и около 1500-1800 кВт·ч электроэнергии.A feature of the known method for producing ferrovanadium is that the melting consists of two periods: recovery and refining. In the first period, vanadium is reduced from vanadium oxides under conditions of a significant excess of a reducing agent — ferrosilicon and high slag basicity. As a result, we obtain an alloy with a vanadium content of 25-30%, silicon - 21-23%, carbon - 0.3-0.5% and slag with a vanadium content of less than 0.35%, the slag is released, cooled and sent to the dump. In the second period, the alloy is enriched with vanadium by refining it from silicon with vanadium oxides, which are loaded into the furnace with lime. When the silicon concentration in ferrovanadium reaches 9-12%, the slag is discharged and dumped, and a new portion containing a mixture of vanadium oxides and lime is loaded onto liquid ferrovanadium, and the metal continues to be refined to a silicon content of 1.5-2%. The resulting alloys contain 40-45% vanadium, 1.2-1.4% manganese, 0.08% phosphorus and refining slag with a vanadium content of 6-12%. It is returned to the electric furnace on the next heat during the first period. For one basic ton of ferrovanadium (40% vanadium), 710 kg of V 2 O 5 (100%), 425 kg of ferrosilicon, 75 kg of aluminum, 1350 kg of lime, 300 kg of iron trimmings and about 1500-1800 kWh of electricity are consumed.
Недостатками известного способа является:The disadvantages of this method is:
- высокий расход электроэнергии;- high power consumption;
- трудность получения стабильного состава сплава;- the difficulty of obtaining a stable alloy composition;
- низкая производительность печного агрегата из-за необходимости проведения восстановительного и рафинировочного процессов в одном агрегате.- low productivity of the furnace unit due to the need for recovery and refining processes in one unit.
Известно, что в последние годы для выплавки феррованадия используют непосредственно конверторный шлак, минуя стадию химического выделения из него чистого оксида ванадия.It is known that in recent years, converter slag is used directly for smelting ferrovanadium, bypassing the stage of chemical isolation of pure vanadium oxide from it.
Ванадиевый шлак представляет собой шлакометаллический конгломерат при соотношении металлической и шлаковой фаз соответственно 30-80% и 20-70%.Vanadium slag is a slag metal conglomerate with a ratio of metal and slag phases of 30-80% and 20-70%, respectively.
Состав шлаковой фазы: 17-24% V2O5; 2,5-3,0 Сr2О3; 17-20% SiO2; 7-11% МnО; 8-12% Аl2О3; 6-9% TiO2; 0,5-2% СаО; 5-8% MgO; 35-49% Feобщ.The composition of the slag phase: 17-24% V 2 O 5 ; 2.5-3.0 Cr 2 O 3 ; 17-20% SiO 2 ; 7-11% MnO; 8-12% Al 2 O 3 ; 6-9% TiO 2 ; 0.5-2% CaO; 5-8% MgO; 35-49% Fe total
Состав металлической фазы: 3% С; 0,02-0,06% V; следы других элементов, основа - Fe.The composition of the metal phase: 3% C; 0.02-0.06% V; traces of other elements, the base is Fe.
Известен способ получения ферросплава, включающий завалку шихты, расплавление ванадийсодержащей шихты вместе с восстановителем в электропечи и выпуск расплавов в ковш. С целью снижения вредных примесей в сплаве перед завалкой шихты в электропечь нагретую до 1200-1700°С вводят сульфаты щелочных и щелочноземельных металлов, затем их покрывают коксом при определенном весовом соотношении (Авторское свид-во СССР №589273, кл. C22С 33/04, приоритет от 1.09.1976, опубл. 18.01.78).A known method of producing a ferroalloy, including filling the mixture, melting the vanadium-containing mixture together with a reducing agent in an electric furnace and releasing the melts into the ladle. In order to reduce harmful impurities in the alloy, sulfates of alkali and alkaline earth metals are introduced into an electric furnace heated to 1200-1700 ° C before filling the charge, then they are coated with coke at a certain weight ratio (Author's certificate of the USSR No. 589273, class C22C 33/04, priority from 09.09.1976, publ. 01/18/78).
Недостатками способа являются:The disadvantages of the method are:
- низкая производительность электропечного агрегата;- low productivity of the electric furnace unit;
- высокий расход электроэнергии;- high power consumption;
- значительные потери ванадия со шлаком;- significant losses of vanadium with slag;
- ухудшение экологической обстановки.- environmental degradation.
Известен способ получения феррованадия, состоящий из подготовки ванадийсодержащего расплава в электропечи, выпуск его в ковш при температуре 1400-1550 С и подачу в ковш извести, железа и жидкого ферросилиция (Авторское свид-во СССР №258348, кл. С22С 38/12, заявлено 16.07.76, опубл. 25.12.77).A known method of producing ferrovanadium, consisting of preparing a vanadium-containing melt in an electric furnace, releasing it into a ladle at a temperature of 1400-1550 C and feeding lime, iron and liquid ferrosilicon to the ladle (Author's certificate of the USSR No. 258348, class C22C 38/12, stated 07.16.76, publ. 25.12.77).
Недостатками способа являются:The disadvantages of the method are:
- необходимость иметь еще одну электропечь для получения жидкого ферросилиция;- the need to have another electric furnace to obtain liquid ferrosilicon;
- нестабильный тепловой баланс плавки;- unstable heat balance of the heat;
- трудность регулирования состава феррованадия в ковше.- the difficulty of regulating the composition of ferrovanadium in the bucket.
Наиболее близким по технической сущности, приемам и достигаемому эффекту является способ переработки сырья, содержащего цветные металлы и железо (Патент РФ №2194781, приоритет от 28.11.2000, опубл. 20.12.2002, бюллетень №35). Он принят нами в качестве прототипа.The closest in technical essence, methods and achieved effect is a method of processing raw materials containing non-ferrous metals and iron (RF Patent No. 2194781, priority dated November 28, 2000, publ. December 20, 2002, bulletin No. 35). It is accepted by us as a prototype.
Способ включает подачу в окислительную зону двухзонной печи на шлаковый расплав шихты, состоящей из исходного рудного сырья, флюсов, углеродосодержащего материала и кислородосодержащего дутья, расплавления шихты с получением расплава, который поступает в восстановительную зону, куда подают дополнительно углеродосодержащий материал в кислородосодержащем дутье, причем количество углеродосодержащего материала и кислородосодержащего дутья в окислительную зону дают ровно столько, чтобы углерод угля сгорел полностью, а его количество в восстановительной зоне поддерживают, чтобы полностью перевести оксиды ванадия в металлическую фазу и компенсировать потери тепла. При этом отношение удельного расхода углеродосодержащего материала на тонну извлекаемого металла в окислительной и восстановительной зонах поддерживают в пределах 0,3-2,5, а отношение удельных расходов кислорода в этих зонах в пределах 0,7-3,0.The method includes feeding a mixture consisting of feed ore, fluxes, carbon-containing material and oxygen-containing blast into the oxidizing zone of a two-zone furnace to a slag melt, melting the mixture to produce a melt, which enters the reduction zone, which additionally contains carbon-containing material in an oxygen-containing blast, and the amount carbon-containing material and oxygen-containing blast in the oxidation zone give exactly so much that the carbon carbon burned completely, and its amount in the reduction zone is supported in order to completely transfer vanadium oxides to the metal phase and compensate for heat loss. In this case, the ratio of the specific consumption of carbon-containing material per ton of recoverable metal in the oxidation and reduction zones is maintained within the range of 0.3-2.5, and the ratio of the specific consumption of oxygen in these zones is within the range of 0.7-3.0.
Недостатками известного способа являются:The disadvantages of this method are:
- невозможность его использования для сырья, содержащего в большом количестве металлофазу, например, конверторные шлаки;- the impossibility of its use for raw materials containing a large quantity of a metal phase, for example, converter slags;
- низкая производительность агрегата;- low productivity of the unit;
- высокая концентрация железа (окисного и металлического) в расплаве.- high concentration of iron (oxide and metal) in the melt.
Целью настоящего изобретения являются:The aim of the present invention are:
- повышение концентрации ванадия в сплаве при получении его из ванадиевых шлаков;- increasing the concentration of vanadium in the alloy upon receipt of it from vanadium slags;
- снижение энергозатрат;- reduction of energy costs;
- повышение производительности;- productivity increase;
- улучшение экологической обстановки.- improvement of the environmental situation.
Поставленная цель достигается тем, что:The goal is achieved in that:
- в окислительной зоне печи отплавляются металловключения, присутствующие в ванадиевом шлаке и отделяются от шлакового расплава;- metal inclusions present in vanadium slag are melted in the oxidation zone of the furnace and are separated from the slag melt;
- металл периодически или непрерывно выпускается из окислительной зоны;- metal is periodically or continuously released from the oxidation zone;
- в качестве восстановителя используют кремнийсодержащий материал, в состав которого могут входить: алюминий в количестве 2-15% и примеси - магний, кальций и другие металлы, термодинамическая прочность которых выше, чем у двуокиси кремния;- a silicon-containing material is used as a reducing agent, the composition of which may include: aluminum in an amount of 2-15% and impurities - magnesium, calcium and other metals, the thermodynamic strength of which is higher than that of silicon dioxide;
- кремнийсодержащий сплав взят в количестве на 2-50% больше стехиометрически необходимого на восстановление оксидов ванадия- silicon-containing alloy is taken in an amount of 2-50% more stoichiometrically necessary for the reduction of vanadium oxides
В основе предлагаемого способа лежат следующие процессы:The basis of the proposed method are the following processes:
- в окислительной зоне: С+2О2=2СО2+Q; V2O3+О2=V2O5;- in the oxidation zone: C + 2O 2 = 2CO 2 + Q; V 2 O 3 + O 2 = V 2 O 5 ;
- в восстановительной зоне: 2/4V2O5+Si=4/5V+SiO2.- in the reduction zone: 2 / 4V 2 O 5 + Si = 4 / 5V + SiO 2 .
В присутствии окиси кальция последняя реакция принимает вид: 2/5V2O5+Si+2CaO=4/5V+2CaO*SiO2.In the presence of calcium oxide, the last reaction takes the form: 2 / 5V 2 O 5 + Si + 2CaO = 4 / 5V + 2CaO * SiO 2 .
В качестве углеродосодержащего материала используется угли, кислородосодержащего дутья - воздух, обогащенный кислородом, а восстановителя - ферросилиций с содержанием кремния не менее 65%.Coals are used as carbon-containing material, oxygen-containing blast is oxygen-enriched air, and ferrosilicon with a silicon content of at least 65% is used as a reducing agent.
Количество кремнийсодержащего материала взято из расчета обеспечения полного восстановления оксидов ванадия из расплава и некоторого его конечного содержания в феррованадии (по требованию Заказчика). При его содержании в шихте менее 2% снижается извлечение ванадия, а при введении его в пределах от 2 до 50% достигается не только полное восстановление оксидов ванадия, но и получение кремнийванадиевой лигатуры, более высокая концентрация кремнийсодержащего материала (более 50%) экономически не оправдана.The amount of silicon-containing material is taken from the calculation to ensure the complete reduction of vanadium oxides from the melt and some of its final content in ferrovanadium (at the request of the Customer). When its content in the charge is less than 2%, vanadium extraction is reduced, and when it is introduced in the range of 2 to 50%, not only complete reduction of vanadium oxides is achieved, but also the production of silicon-vanadium alloys, a higher concentration of silicon-containing material (more than 50%) is not economically justified .
Введение в состав шихты некоторого количества алюминия обеспечивает улучшение кинетических и термодинамических условий восстановления оксидов и получение шлака с пониженной вязкостью.The introduction of a certain amount of aluminum into the mixture provides an improvement in the kinetic and thermodynamic conditions for the reduction of oxides and the production of slag with a reduced viscosity.
Ниже приведены примеры осуществления изобретения, не исключающие других в объеме формулы изобретения.The following are examples of the invention, not excluding others in the scope of the claims.
Пример 1.Example 1
Шихту, состоящую из 1000 кг конверторного шлака и 400 кг извести, тщательно перемешивали и порционно загружали в разогретую до 1350°C печь (окислительная зона). Дальнейший разогрев шихты производили за счет сжигания угля в токе воздуха, обогащенного кислородом. По достижении температуры в окислительной зоне 1650°C, не прерывая загрузку шихты, открыли легочное отверстие и выпустили металл, скопившийся на подине печи. После закрытия летки накопившийся расплав начал переходить в восстановительную зону, куда непрерывно с определенной скоростью загружали ферросилиций марки ФС75 (170 кг) и известь (400 кг). Печь проработала в течение 3-х часов. Проплавлено 1000 кг конверторного шлака, 170 кг ферросилиция и 800 кг извести. Получено чугуна 155 кг (из окислительной зоны) и феррованадия 320-350 (из восстановительной зоны). В таблице 1 представлены результаты химического анализа проб металла восстановительной зоны, взятых в течение проведения экспериментов.The mixture, consisting of 1000 kg of converter slag and 400 kg of lime, was thoroughly mixed and portioned loaded into a furnace heated to 1350 ° C (oxidation zone). The mixture was further heated by burning coal in a stream of oxygen enriched air. Upon reaching a temperature in the oxidation zone of 1650 ° C, without interrupting the charge loading, the pulmonary opening was opened and the metal accumulated on the bottom of the furnace was released. After closing the notch, the accumulated melt began to go into the reduction zone, where FS75 grade ferrosilicon (170 kg) and lime (400 kg) were continuously charged at a certain speed. The furnace worked for 3 hours. Smelted 1000 kg of converter slag, 170 kg of ferrosilicon and 800 kg of lime. Received pig iron 155 kg (from the oxidation zone) and ferrovanadium 320-350 (from the reduction zone). Table 1 presents the results of a chemical analysis of metal samples from the reduction zone taken during the experiments.
Феррованадий, полученный по известной технологии с использованием того же шлака, имел состав, %: ванадий - 18-18,6, марганец - 5-6,4, кремний - 7,5-8,6, хром - 2,9, титан - 0,14-0,65, алюминий - 0,3-0,5.Ferrovanadium obtained by a known technology using the same slag had the composition,%: vanadium - 18-18.6, manganese - 5-6.4, silicon - 7.5-8.6, chromium - 2.9, titanium - 0.14-0.65, aluminum - 0.3-0.5.
Состав металла, выпущенного из окислительной зоны, %: ванадий - 0,02, углерод - 2,73, марганец - 0,34, хром - 0,13, железо - остальное.The composition of the metal released from the oxidation zone,%: vanadium - 0.02, carbon - 2.73, manganese - 0.34, chromium - 0.13, iron - the rest.
Проведенные опыты показали, что предлагаемая технология позволяет повысить концентрацию ванадия в феррованадии на 5-7%, при этом извлечение ванадия в сплав составляло 85-89%.The experiments showed that the proposed technology allows to increase the concentration of vanadium in ferrovanadium by 5-7%, while the extraction of vanadium in the alloy was 85-89%.
Пример 2.Example 2
Опыты проводили по той же методике; в шихте заменяли частично ферросилиций на алюминий; в некоторых опытах с целью получения марганецванадиевой лигатуры в шихту вводили отвальный шлак металлического марганца состава, %: МnО - 22,6; СаО - 42,1; SiO2 - 33,6; MgO - 4,4; Аl2О3 - 2,2.The experiments were carried out according to the same procedure; in the charge, ferrosilicon was partially replaced by aluminum; in some experiments, in order to obtain manganese-vanadium ligatures, dump slag of metallic manganese composition was introduced into the charge,%: MnO - 22.6; CaO - 42.1; SiO2 33.6; MgO - 4.4; Al 2 O 3 - 2.2.
Результаты опытов представлены в таблице 2.The results of the experiments are presented in table 2.
Состав металла окислительной зоны не изменился. Анализ проведенных опытов показал, что введение отвальных шлаков, в частности шлаков металлического марганца, позволяет получать марганецванадиевые лигатуры заданного состава с практически полным восстановлением марганца и ванадия.The metal composition of the oxidation zone has not changed. An analysis of the experiments showed that the introduction of waste slag, in particular slag metal manganese, allows to obtain manganese-vanadium alloys of a given composition with almost complete recovery of manganese and vanadium.
Предлагаемое изобретение может быть реализовано на металлургических предприятиях, где производятся конверторные ванадийсодержащие шлаки, имеются отходы в виде пылей от печей и конверторов, например Нижнетагильском металлургическом комбинате.The present invention can be implemented at metallurgical enterprises where converter vanadium-containing slags are produced, there is waste in the form of dust from furnaces and converters, for example, the Nizhny Tagil Metallurgical Plant.
Предлагаемая технология передела ванадийсодержащих шлаков характеризуется отсутствием ядовитых веществ в отходящих газах, высоким уровнем механизации и автоматизации; осуществляется с помощью высокоэффективного оборудования и контрольно-измерительной аппаратуры.The proposed technology for the redistribution of vanadium-containing slag is characterized by the absence of toxic substances in the exhaust gases, a high level of mechanization and automation; carried out using high-performance equipment and instrumentation.
Изобретение может быть использовано и для переработки других металлосодержащих отходов, в частности, от производства никеля, хрома, марганца, добавляемых в основную шихту окислительного и/или восстановительного периода плавки.The invention can also be used for processing other metal-containing wastes, in particular, from the production of nickel, chromium, manganese, added to the main charge of the oxidative and / or recovery period of the smelting.
Экономический эффект от внедрения изобретения слагается из экономии энергоресурсов, увеличения производительности печи и упрощения технологии и сокращения расходов за экологически вредные выбросы.The economic effect of the implementation of the invention consists of saving energy resources, increasing furnace productivity and simplifying technology and reducing costs for environmentally harmful emissions.
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007133002/02A RU2368689C2 (en) | 2007-09-04 | 2007-09-04 | Method of receiving of vanadium-bearing alloys and ligatures |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| RU2007133002/02A RU2368689C2 (en) | 2007-09-04 | 2007-09-04 | Method of receiving of vanadium-bearing alloys and ligatures |
Publications (2)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| RU2007133002A RU2007133002A (en) | 2009-03-10 |
| RU2368689C2 true RU2368689C2 (en) | 2009-09-27 |
Family
ID=40528203
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| RU2007133002/02A RU2368689C2 (en) | 2007-09-04 | 2007-09-04 | Method of receiving of vanadium-bearing alloys and ligatures |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| RU (1) | RU2368689C2 (en) |
Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4139371A (en) * | 1974-06-27 | 1979-02-13 | Outokumpu Oy | Process and device for suspension smelting of finely divided oxide and/or sulfide ores and concentrates, especially copper and/or nickel concentrates rich in iron |
| US4252560A (en) * | 1978-11-21 | 1981-02-24 | Vanjukov Andrei V | Pyrometallurgical method for processing heavy nonferrous metal raw materials |
| RU2194781C2 (en) * | 2000-11-28 | 2002-12-20 | Московский государственный институт стали и сплавов (технологический университет) | Method of processing raw materials containing nonferrous metals and iron |
-
2007
- 2007-09-04 RU RU2007133002/02A patent/RU2368689C2/en not_active IP Right Cessation
Patent Citations (3)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| US4139371A (en) * | 1974-06-27 | 1979-02-13 | Outokumpu Oy | Process and device for suspension smelting of finely divided oxide and/or sulfide ores and concentrates, especially copper and/or nickel concentrates rich in iron |
| US4252560A (en) * | 1978-11-21 | 1981-02-24 | Vanjukov Andrei V | Pyrometallurgical method for processing heavy nonferrous metal raw materials |
| RU2194781C2 (en) * | 2000-11-28 | 2002-12-20 | Московский государственный институт стали и сплавов (технологический университет) | Method of processing raw materials containing nonferrous metals and iron |
Non-Patent Citations (1)
| Title |
|---|
| ГАСИК М.И. и др. Теория и технология производства ферросплавов. - М.: Металлургия, 1988, с.434-435. * |
Also Published As
| Publication number | Publication date |
|---|---|
| RU2007133002A (en) | 2009-03-10 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| AU706170B2 (en) | Process for the production of hydraulic binders and/or alloys, such as, e.g., ferrochromium or ferrovanadium | |
| RU2226220C2 (en) | Steelmaking slag reprocessing method | |
| CN1040229C (en) | Process for producing pig iron and cement clinker | |
| Holtzer et al. | The recycling of materials containing iron and zinc in the OxyCup process | |
| US3169055A (en) | Process for producing pig iron in rotary furnace | |
| RU2258083C1 (en) | Method of making rail steel | |
| CN115572783A (en) | Barium-containing composite nodulizer and preparation method thereof | |
| Tleugabulov et al. | Metallurgical processing of converter slag | |
| RU2368689C2 (en) | Method of receiving of vanadium-bearing alloys and ligatures | |
| RU2201970C2 (en) | Method of making steel in high-power electric arc furnaces | |
| CN114107773B (en) | A kind of 50 vanadium ferrosilicon and preparation method thereof | |
| RU2380633C1 (en) | Duplex-furnace for smelting of manganese alloys from ferrimanganese bases and concentrates and anthropogenic wastes of metallurgy | |
| RU2082785C1 (en) | Process for recovery of metal from slag resulting from foundry ferrosilicon chrome | |
| RU2105073C1 (en) | Vanadium slag treatment method | |
| RU2566230C2 (en) | Method of processing in oxygen converter of low-siliceous vanadium-bearing molten metal | |
| RU2352645C1 (en) | Method of steel smelting in arc electric steel-making furnace | |
| RU2374350C1 (en) | Method of combined processing of oxided and carbonate ferromanganese ores | |
| RU2374349C1 (en) | Method of smelting of vanadium-bearing alloys | |
| US3669646A (en) | Process for autogenous smelting of copper ore concentrates and charge product therefor | |
| JPH10265827A (en) | Method for recycling chromium-containing steel refining slag and method for recovering and using metal components contained in the slag | |
| RU2382089C1 (en) | Reprocessing method of ferrimanganese bases and concentrates with receiving of alloy with carbon-reduction process | |
| RU2808305C1 (en) | Processing method for oxidized nickel ore | |
| US210020A (en) | Improvement in working nickel ores and manufacture of nickel | |
| CN112593040B (en) | Converter vanadium extraction coolant and application thereof | |
| RU2697673C1 (en) | Method of refining ferrosilicon from aluminum |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| MM4A | The patent is invalid due to non-payment of fees |
Effective date: 20110905 |