RU1806165C - Method for production complex carbonic reduction agent - Google Patents

Method for production complex carbonic reduction agent

Info

Publication number
RU1806165C
RU1806165C SU904863922A SU4863922A RU1806165C RU 1806165 C RU1806165 C RU 1806165C SU 904863922 A SU904863922 A SU 904863922A SU 4863922 A SU4863922 A SU 4863922A RU 1806165 C RU1806165 C RU 1806165C
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
mixture
coking
furnace
reducing agent
sludge
Prior art date
Application number
SU904863922A
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Юрий Андреевич Нефедов
Ида Бениаминовна Соколовская
Ольга Федоровна Букварева
Анатолий Михайлович Загорец
Фаина Леонидовна Шапиро
Анатолий Гурьевич Кучер
Юрий Петрович Пашков
Лилия Владимировна Степакова
Original Assignee
Днепропетровский Металлургический Институт
Priority date (The priority date is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the date listed.)
Filing date
Publication date
Application filed by Днепропетровский Металлургический Институт filed Critical Днепропетровский Металлургический Институт
Priority to SU904863922A priority Critical patent/RU1806165C/en
Application granted granted Critical
Publication of RU1806165C publication Critical patent/RU1806165C/en

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

Использование: изобретение относитс  к черной металлургии, конкретно к электропечной выплавке сплавов с использованием углеродистых восстановителей. Сущность изобретени : на подину печи загружают смесь газового угл  с повышенным содержанием соединений щелочных металлов и марганцевого шлама в соотношении (3-4): 1, в качестве присыпки используют марганцевый шлам в количестве 0,06-0,09 от объема загруженной смеси, коксование ведут при начальной температуре подсводового пространства печи 1000°С и периоде оборота подины 80-120-мин, 3 табл.Usage: the invention relates to ferrous metallurgy, in particular to electric furnace smelting of alloys using carbonaceous reducing agents. Summary of the invention: a mixture of gas coal with a high content of alkali metal compounds and manganese sludge in a ratio of (3-4): 1 is loaded onto the hearth of the furnace, manganese sludge in the amount of 0.06-0.09 of the volume of the loaded mixture is used as powder, coking lead at an initial temperature of the underwater space of the furnace 1000 ° C and a period of rotation of the hearth 80-120-min, 3 tab.

Description

Изобретение относитс  к области черной металлургии, в частности, к электропечной выплавке с использованием углеродистых восстановителей.The invention relates to the field of ferrous metallurgy, in particular, to electric furnace smelting using carbonaceous reducing agents.

Цель изобретени  -увеличение реакционной способности и удельного электросопротивлени  восстановител , используемого в электротермических процессах, а также вовлечение в коксохимическое производство больших запасов неиспользуемых ранее недефицитных энергетических углей с повышенным содержанием соединений щелочных материалов и отходов электротермических производств - марганцевых шлаков и повышение производительности кольцевой печи.The purpose of the invention is to increase the reactivity and electrical resistivity of the reducing agent used in electrothermal processes, as well as the involvement of large reserves of previously unused deficient energy coals with a high content of compounds of alkaline materials and waste from electrothermal production - manganese slag and to increase the productivity of a ring furnace.

Поставленные цели достигаютс  тем, что сначала на подину кольцевой печи загружают смесь газового угл  с повышенным содержанием соединений щелочных металлов и марганцевого шлама 8 соотношении (3-4): 1, а затем производ т присыпку сверху , в качестве присыпки используют марганцевый шлам в количестве 0,06-0,09 от объема загруженной смеси, коксование ведут при начальной температуре в подсводовом пространстве печи 1000°С и периода скорости подины (80-120) мин.The goals are achieved by first loading a mixture of gas coal with a high content of alkali metal compounds and manganese sludge 8 at a ratio of (3-4): 1 on the bottom of the ring furnace, and then adding powder from above, using manganese sludge in the amount of 0 as a powder , 06-0.09 from the volume of the loaded mixture, coking is carried out at an initial temperature in the underwater space of the furnace 1000 ° C and the period of the hearth speed (80-120) min.

За вл ема  совокупность признаков определ етс  трем  основными факторами: использованием дл  коксовани  материалов , имеющих различную теплопроводность; наличием сло  присыпки; присутствием в исходном сырье соединений щелочных металлов.The claimed combination of features is determined by three main factors: the use for coking of materials having different thermal conductivities; the presence of a layer of powder; the presence in the feedstock compounds of alkali metals.

Введение в угольную загрузку марганцевого шлама, имеющего большую теплопроводность (0,88-0,93 Вт/(м-град)); чем коксуемый уголь (0,38-0,40 Вт/ (м-град))| приводит к увеличению ее теплопроводности более чем в 1,5 раза, что позвол ет сократить врем  коксовани  до 80 мин при высоте сло  загрузки 150 мм, или увеличитьIntroduction to coal loading of manganese sludge having a large thermal conductivity (0.88-0.93 W / (m-deg)); than coking coal (0.38-0.40 W / (m-degree)) | leads to an increase in its thermal conductivity by more than 1.5 times, which allows to reduce the coking time to 80 min at a height of the loading layer of 150 mm, or to increase

00 О О00 O O

Ок СЛOK SL

СОWith

высоту сло  загрузки 250 мм при периоде коксовани  120 мин.the height of the loading layer is 250 mm with a coking period of 120 minutes.

В способах аналога и прототипа эти величины равны соответственно 2,5ч(150мин) и 3 ч (180 мин) при максимальной высоте сло  загрузки 150 мм. Уменьшение периода коксовани  ниже 180 мин приведет к тому, что получаемый восстановитель будет иметь низкую степень готовности. При 120 мин процесс косовани  сло  250 мл полностью завершаетс  равномерно по всей высоте. Уменьшение высоты сло  загрузки смеси ниже 150мм при повышенной теплопроводности смеси нецелесообразно из-за условий эксплуатации ходовой части печи. Увеличение высоты сло  загрузки смеси свыше 250 мм также нецелесообразно по конструктивным особенност м кольцевой печи.In analogue and prototype methods, these values are equal to 2.5 hours (150min) and 3 hours (180 minutes), respectively, with a maximum height of the loading layer of 150 mm. Reducing the coking period below 180 minutes will result in the resulting reducing agent having a low degree of availability. At 120 minutes, the process of contacting the 250 ml layer is completed uniformly over the entire height. Reducing the height of the mixture loading layer below 150 mm with increased thermal conductivity of the mixture is impractical due to the operating conditions of the furnace chassis. An increase in the height of the mixture loading layer over 250 mm is also impractical due to the design features of the ring furnace.

Поскольку при коксовании угл  (в отличие от брикетов) скорость нагрева в первой зоне неограничена, то начальна  температура может быть подн та до 1000°С. По конструктивным особенност м кольцевой печи в случае повышени  температуры в первой зоне выше 1000°С возможен перегрев разделительной огнеупорной перегородки между узлами загрузки угл  и выгрузки кокса.Since during coking coal (unlike briquettes) the heating rate in the first zone is unlimited, the initial temperature can be raised to 1000 ° C. According to the design features of the ring furnace, if the temperature in the first zone rises above 1000 ° C, the separation of the refractory partition between the coal loading and coke unloading units can be overheated.

Все это в совокупности приводит к увеличению производительности кольцевой печи и обеспечивает получение высокопористого восстановител  с высокой реакционной способностью и удельным электросопротивлением.All this together leads to an increase in the productivity of the ring furnace and provides a highly porous reducing agent with high reactivity and electrical resistivity.

Оптимальным соотношением угл  и шлама  вл етс  3,5:1,0. При соотношении, отличающемс  от 3:1 (например, 2,5:1,0), количество углерода в комплексном восстан- новителе недостаточно дл  про влени  восстановительных свойств. При этом увеличенное количество шлама приводит к превышению допустимой нормы (зольных примесей) в коксе. При соотношении, отличающемс  от 4:1 (например, 4,5:1,0), теплопроводность смеси увеличиваетс  недостаточно дл  обеспечени  равномерности прогрева. Выбранный предел соотношени  (3-4): 1 обеспечивает необходимое количество углерода дл  процесса восстановлени  и оптимальное содержание шлама дл  увеличени  теплопроводности.The optimum ratio of coal to sludge is 3.5: 1.0. At a ratio different from 3: 1 (for example 2.5: 1.0), the amount of carbon in the complex reducing agent is not sufficient to exhibit reducing properties. Moreover, an increased amount of sludge leads to exceeding the permissible norm (ash impurities) in coke. At a ratio different from 4: 1 (e.g. 4.5: 1.0), the thermal conductivity of the mixture does not increase sufficiently to ensure uniform heating. The selected ratio limit (3-4): 1 provides the required amount of carbon for the reduction process and the optimal sludge content to increase thermal conductivity.

Загруженна  смесь угл  со шламом присыпаетс  тем же марганцевым шламом в количестве 0,06-0,09 от объема смеси, вследствие чего прогрев загрузки сверху возрастает за счет аккумулировани  части тепла этой засыпкой, что в свою очередь способствует более равномерному прогреву всего сло . При этом в слое присыпкиThe loaded mixture of coal with sludge is sprinkled with the same manganese sludge in an amount of 0.06-0.09 from the volume of the mixture, as a result of which heating of the load from above increases due to the accumulation of part of the heat by this backfill, which in turn contributes to a more uniform heating of the entire layer. Moreover, in the layer of powder

происходит пиролиз летучих продуктов коксовани , что приводит к частичному восстановлению окислов металла в шламе. При объеме присыпки меньшем, чем 0,06 объемаpyrolysis of volatile coking products occurs, which leads to a partial reduction of metal oxides in the sludge. When the amount of powder is less than 0.06 volume

загруженной смеси, существенного поглощени  тепла не происходит, а при объеме присыпки большем, чем 0,09 объема загруженной смеси, происходит тот же нежелательный результат, что и при большихloaded mixture, significant heat absorption does not occur, and when the amount of powder is greater than 0.09 volume of the loaded mixture, the same undesirable result occurs as with large

количествах шлама в смеси с углем (т.е. не- достаток углерода и чрезмерное увеличение зольности).amounts of sludge mixed with coal (ie carbon deficiency and excessive increase in ash content).

В за вл емом способе предлагаетс  получать комплексный углеродистый восстановитель из смеси двух материалов - энергетического слабоспекающегос  угл  с повышенным содержанием щелочных ме- . таллов (6,5-13,0 мае. %) и марганцевого шлама , вл ющегос  отходомIn the inventive method, it is proposed to obtain a complex carbonaceous reducing agent from a mixture of two materials - energy sintered carbon with a high content of alkaline metals. tallow (May 6.5-13.0.%) and manganese sludge, which is a waste

электротермического производства, в состав которого также вход т соединени  щелочных металлов (1,5-12,0 мас.%). Наличие в исходных материалах соединений щелочных металлов вли ет за счет их активирующего действи  на повышение реакционной способности получаемого комплексного восстановител . В за вл емом способе этот известный фактор реализуетс  в значительной степени вследствие того, что в отличиеelectrothermal production, which also includes alkali metal compounds (1.5-12.0 wt.%). The presence of alkali metal compounds in the starting materials affects, due to their activating effect, an increase in the reactivity of the resulting complex reducing agent. In the claimed method, this known factor is realized largely due to the fact that, unlike

от известного, где механизм активирующего действи  добавок, вводимых механически до 2%, объ сн етс  их внедрением в межбазисное пространство решетки дву- мерноупор доченного углерода в процессеfrom the known one, where the mechanism of the activating action of additives, introduced mechanically up to 2%, is explained by their introduction into the interbase space of the lattice of doubly ordered carbon in the process

коксовани , что приводит к кристаллографической микродеформации, а следовательно , к увеличению анизотропности и микропористости углеродистого тела восстановител  (т.е. химической активности), вcoking, which leads to crystallographic microdeformation, and consequently, to anisotropy and microporosity of the carbon body of the reducing agent (i.e., chemical activity), in

за вл емом способе активаторы  вл ютс  естественными ингредиентами исходных материалов и присутствуют в угле не только в золе, но и в теле углеродистой составл ющей , т.е. еще до коксовани  имеетс  в наличииестественна  частична  кристаллографическа  микродеформаци  угольной решетки по сравнению с решеткой аналогичного по степени метаморфизма газового угл , не содержащего, однако, соединений щелочных металлов. В процессе последующего коксовани  щелочные металлы , содержащиес  в марганцевом шламе и золе газового угл , также внедр ютс  в кристаллографическую решетку углеродистогоAccording to the claimed method, activators are natural ingredients of the starting materials and are present in coal not only in ash, but also in the body of the carbon component, i.e. even before coking, a natural partial crystallographic micro-deformation of the carbon lattice is available as compared to a lattice of a similar degree of metamorphism of gas coal, which does not, however, contain alkali metal compounds. During the subsequent coking process, the alkali metals contained in the manganese sludge and gaseous coal ash are also introduced into the crystallographic lattice of carbon

вещества тела кокса, еще более увеличива  его естественную рыхлость, улучша  его физико-химические свойства за счет увеличени  анизотропности основной структурной составл ющей (коксо-витринита), аsubstances of the body of coke, further increasing its natural friability, improving its physicochemical properties by increasing the anisotropy of the main structural component (coke-vitrinite), and

также увеличение пористости, т.е. общей активной поверхности. Присутствие соединений щелочных металлов в количестве более 2% как в угле, так и в шламе приводит в результате коксовани  смеси к сильному разрыхлению двумерноупор доченной углеродной решетки в комплексном вое- становителе, что влечет за собой развитие в нем высокопористой структуры, в значительной степени определ ющей показатели качества восстановител  .- его реакционной способности и удельного электросопротивлени .also an increase in porosity, i.e. total active surface. The presence of alkali metal compounds in an amount of more than 2% in both coal and sludge leads to strong loosening of the two-dimensionally ordered carbon lattice in the complex binder as a result of coking of the mixture, which entails the development of a highly porous structure in it, which largely determines quality indicators of reducing agent .- its reactivity and electrical resistivity.

Таким образом, при коксовании смеси слабоспекающегос  газового угл  с повышенным содержанием соединений щелоч- ных металлов с марганцевым шламом по за вл емому способу происходит образование комплексного углеродистого восстановител  в виде конгломератов, имеющих высокие реакционную способность и удель- ное электросопротивление за счет высоко- развитой пористой структуры, образованной вследствие совокупного вли ни  трех вышеперечисленных факторов, реализуемых в за вл емом способе .Thus, when coking a mixture of weakly sintering gas coal with a high content of alkali metal compounds with manganese sludge, the claimed method results in the formation of a complex carbon reducing agent in the form of conglomerates having high reactivity and electrical resistivity due to the highly developed porous structure formed due to the combined influence of the three above-mentioned factors implemented in the claimed method.

На кафедре химической технологии твердого топлива МХТИ им. Д.И.Менделеева на моделирующей кольцевую печь лабораторной установке в идентичных услови х были опробованы разные режимы способа получени  комплексного углеродистого восстановител  и соотношений смешени  исходных материалов (химический состав которых приведен, в табл. 1) в смесь дл  коксовани . Параметры режимов способа варьировались как в указанных в формуле изобретени  пределах, так и вне их.At the Department of Chemical Technology of Solid Fuel D. I. Mendeleev in a laboratory simulating a ring furnace, under identical conditions, various modes of the method for producing a complex carbon reducing agent and mixing ratios of the starting materials (the chemical composition of which are given in Table 1) into a coking mixture were tested. The parameters of the process modes varied both within and outside the ranges indicated in the claims.

Результаты проведенных экспериментов приведены в табл, 2. На основании лабораторных исследований выбраны возможные пределы и оптимальные значени  всех параметров за вл емого способа.The results of the experiments are shown in Table 2. Based on laboratory studies, the possible limits and optimal values of all parameters of the claimed method were selected.

На опытной кольцевой печи Московского коксогазового завода было проведено коксование предлагаемой смеси в следую- щем режиме: соотношение угл  к шламу 3,5:1,0, высота сло  загрузки смеси 200 мм, высота сло  присыпки 15 мм, что соответствует 0,075 объема загружаемой смеси. Зола газового угл  и марганцевый шлам содер- жали соответственно, мас.%: КаО + NaaO 10,7 и 6,4; Мпобщ следы и 22; А 20з22,5 и 14; СаО 3,5 и 5; МдО 2,6 и 2,5; P20s 0,06 и 1; Ре0бщ - 17,8 и 15; Si02 остальное. Температура в подсводовом пространстве печи в момент загрузки составл ла 1000°С ( ± 10), период коксовани  - 10 мин, конечна  температура в подсводовом пространстве в момент вы грузки смеси - 1200°С,( ±10). ПослеAt the pilot ring furnace of the Moscow Coke and Gas Plant, the proposed mixture was coked in the following mode: angle to slurry ratio 3.5: 1.0, mixture loading layer height 200 mm, powder layer height 15 mm, which corresponds to 0.075 volume of the loaded mixture. The coal ash and manganese sludge contained, respectively, wt.%: CaO + NaaO 10.7 and 6.4; Total tracks and 22; A 20s22.5 and 14; CaO 3.5 and 5; MdO 2.6 and 2.5; P20s 0.06 and 1; Re0bsc - 17.8 and 15; Si02 the rest. The temperature in the underwater space of the furnace at the moment of loading was 1000 ° С (± 10), the coking period was 10 min, and the final temperature in the underwater space at the moment of unloading was 1200 ° С, (± 10). After

завершени  термической обработки смеси с присыпкой получалс  комплексный углеродистый восстановитель в виде прокаленного конгломерата. И.з полученного комплексного углеродистого восстановител  отбирались представительные пробы, в которых по стандартным методикам опре- . дел лись реакционна  способность и удельное электросопротивление восстановител .Upon completion of the heat treatment of the powder mixture, a complex carbonaceous reducing agent was obtained in the form of a calcined conglomerate. I.z. of the resulting complex carbonaceous reducing agent representative samples were taken in which, according to standard methods, they were determined. the reactivity and electrical resistivity of the reducing agent were divided.

Результаты исследовани  приведены в табл. 3, где дл  сравнени  приведены также показатели качества, определенные по тем же стандартам дл  углеродистого восстановители , полученного в этой же кольцевой печи по способу-аналогу, и литейных кок- собрикетов (прототип).The results of the study are given in table. 3, where, for comparison, the quality indicators determined by the same standards for carbonaceous reducing agents obtained in the same ring furnace according to the similar method and foundry coke briquettes (prototype) are also given.

В идентичных лабораторных услови х Днепропетровского металлургического института проведены специальные кинетические исследовани , определ ющие степень восстановлени  окислов марганца (при 1500°С, в течение 10 мин) при использовании этих же трех углеродистых материалов (последний столбец табл. 3). В первой стро- ке табл. 3 приведены соответствующие дан- ные дл  базового объекта металлургического коксика, получаемого в камерных печах,  вл ющегос  отходами доменного кокса и примен емого в насто щее врем  в качестве углеродистого восстановител  при электротермической выплавке ферросплавов.Under identical laboratory conditions of the Dnepropetrovsk Metallurgical Institute, special kinetic studies were carried out to determine the degree of reduction of manganese oxides (at 1500 ° C for 10 min) using the same three carbon materials (last column of Table 3). In the first line of the table. Figure 3 shows the corresponding data for the basic object of metallurgical coke produced in chamber furnaces, which is a waste of blast furnace coke and currently used as a carbon reducing agent in the electrothermal smelting of ferroalloys.

Сравнение показателей качества (табл. 3) дл  углеродистых материалов, полученных , разными способами, показывает, что использование за вл емого способа по сравнению со способом-аналогом позволит увеличить реакционную способность восстановител  дл  электротермических процессов в 1,2 раза, удельное электросопротивление более чем в 3 раза, повысить степень извлечени  ведущих элементов в сплав на 5-6%.A comparison of quality indicators (Table 3) for carbon materials obtained by different methods shows that the use of the claimed method in comparison with the analogue method will increase the reactivity of the reducing agent for electrothermal processes by 1.2 times, the electrical resistivity is more than 3 times, increase the degree of extraction of the leading elements into the alloy by 5-6%.

Производительность кольцевой печи при получении восстановител  по способу- аналогу составл ет около 70 тыс. т/год, тогда как по за вл емому способу она составит около 170 тыс.т/год. Таким образом, использование за вл емого способа п луче- ни  комплексного углеродистого восстановител  в кольцевой печи позволит повысить ее производительность в 2,5 раза.The productivity of a ring furnace upon receipt of a reducing agent by an analogous method is about 70 thousand tons / year, while by the claimed method it will be about 170 thousand tons / year. Thus, the use of the claimed method for producing a complex carbonaceous reducing agent in a ring furnace will increase its productivity by 2.5 times.

Claims (1)

Формула изобретени The claims Способ получени  комплексного углеродистого восстановител  дл  электротермических процессов, включающий смешивание материалов, загрузки смеси на подину кольцевой печи, присыпку сверху, коксование, выгрузку материала, отличающийс  тем, что, с целью увеличони A method for producing a complex carbonaceous reducing agent for electrothermal processes, including mixing materials, loading the mixture onto the bottom of a ring furnace, dusting it from above, coking, unloading the material, characterized in that, in order to increase реакционной способности и удельного электросопротивлени  восстановител , на подину загружают смесь газового угл  с повышенным содержанием соединений ще- лочных металлов и марганцевого шлама в соотношении (3,0-4,0): 1,0, в качестве присыпки используют марганцевый шлам в количестве 0,06-0,09 от обьема загруженной смеси, коксование ведут при начальной температуре подсводового пространства печи 1000°С и периоде оборота подины 80-120 мин.reactivity and electrical resistivity of the reducing agent, a mixture of gas coal with a high content of alkali metal and manganese sludge compounds in the ratio of (3.0-4.0): 1.0 is loaded onto the bottom, using 0 manganese sludge, 06-0.09 from the volume of the loaded mixture, coking is carried out at an initial temperature of the underwater space of the furnace 1000 ° C and a period of turn of the hearth 80-120 minutes Таблица 1Table 1 Та6лица2Ta6litsa2 Коксование в камерной печи 900 1200 150 НетCoking in a chamber furnace 900 1200 150 No 920920 UOOUoo 150150 Естьthere is Из смеси газового угл  с повышенным содержанием соединений щелочных металлов с марганцевым шламом в соотно-.From a mixture of gas coal with a high content of alkali metal compounds with manganese sludge, respectively. ТаблицаЗTable3 печи Нетoven No Естьthere is 150150 180180 33,00,9833,00.98 55,03,5055.03.50 29,«I0,229, "I0.2 10,210,2 32,532,5 7,7, 68,568.5 85,685.6 Не пригодныNot suitable
SU904863922A 1990-09-04 1990-09-04 Method for production complex carbonic reduction agent RU1806165C (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU904863922A RU1806165C (en) 1990-09-04 1990-09-04 Method for production complex carbonic reduction agent

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU904863922A RU1806165C (en) 1990-09-04 1990-09-04 Method for production complex carbonic reduction agent

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU1806165C true RU1806165C (en) 1993-03-30

Family

ID=21534789

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU904863922A RU1806165C (en) 1990-09-04 1990-09-04 Method for production complex carbonic reduction agent

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU1806165C (en)

Cited By (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN114408885A (en) * 2021-12-28 2022-04-29 中节能工业节能有限公司 Reducing agent for producing yellow phosphorus by thermal method and preparation method thereof

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Кокс и хими , № 12, 1988, с. 20-22. Кокс и хими , № 5, 1982, с. 24-25. *

Cited By (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN114408885A (en) * 2021-12-28 2022-04-29 中节能工业节能有限公司 Reducing agent for producing yellow phosphorus by thermal method and preparation method thereof
CN114408885B (en) * 2021-12-28 2023-08-29 中节能工业节能有限公司 Reducing agent for producing yellow phosphorus by thermal method and preparation method thereof

Similar Documents

Publication Publication Date Title
EP2463356A1 (en) Process for producing ferro coke
US3847601A (en) Reduced pellets for making alloys containing nickel and chromium
CA2038531C (en) Magnesite-carbon refractories
EP2949765B1 (en) Composite briquette and method for making a steelmaking furnace charge
US4613363A (en) Process of making silicon, iron and ferroalloys
JPS616247A (en) Manufacture of iron boron alloy or iron boron silicon alloy
US4042375A (en) Roasting process for the direct reduction of ores
RU1806165C (en) Method for production complex carbonic reduction agent
US3802864A (en) Sintered agglomerates and method of producing same
JPH1053820A (en) Treatment of metal compounds of steel dust, sludge and/ or ore
US2833645A (en) Reduction of chromium oxides
US3210205A (en) Refractory bonded with pitch
US3436237A (en) Coke bonded basic refractory
RU2094491C1 (en) Method for producing vanadium containing agglomerate (variants), method of producing vanadium ferroalloy (variants), and vanadium containing agglomerate
JP4767388B2 (en) Method for producing sintered ore with excellent high-temperature properties
US2732333A (en) Graphite containing metallurgical
GB1572566A (en) Process for producing reduced iron pellets from iron-containing dust
RU2176275C1 (en) Method of preparing metallized iron-carbon material for smelting cast iron and melting steel
JPH06136365A (en) Production of coke
SU1057563A1 (en) Fuel mixture for sinter roasting
US3459542A (en) Powder metallurgical process for producing low carbon ferrochromium
SU905302A1 (en) Process for producing pellets for melting manganese ferroalloys
US2600238A (en) Method of making steel
SU829709A1 (en) Molybdenum-based alloy
RU2013370C1 (en) Process for melting silicon