RU2005803C1 - Process for preparing ferromanganese for welding production - Google Patents

Process for preparing ferromanganese for welding production Download PDF

Info

Publication number
RU2005803C1
RU2005803C1 SU5034207A RU2005803C1 RU 2005803 C1 RU2005803 C1 RU 2005803C1 SU 5034207 A SU5034207 A SU 5034207A RU 2005803 C1 RU2005803 C1 RU 2005803C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
alloy
ferromanganese
ratio
salt
naoh
Prior art date
Application number
Other languages
Russian (ru)
Inventor
Николай Васильевич Толстогузов
Ирина Дмитриевна Рожихина
Ольга Ивановна Нохрина
Виталий Федорович Гуменный
Original Assignee
Николай Васильевич Толстогузов
Ирина Дмитриевна Рожихина
Ольга Ивановна Нохрина
Виталий Федорович Гуменный
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 Николай Васильевич Толстогузов, Ирина Дмитриевна Рожихина, Ольга Ивановна Нохрина, Виталий Федорович Гуменный filed Critical Николай Васильевич Толстогузов
Priority to SU5034207 priority Critical patent/RU2005803C1/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2005803C1 publication Critical patent/RU2005803C1/en

Links

Images

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)

Abstract

FIELD: ferrous metallurgy. SUBSTANCE: the melt is mixed in a 4-2: 1 ratio with a NaCl and NaOH salt melt powder previously melted in a salt-melting furnace at a temperature of from 700 to 900 deg C for 60 to 120 min, briquettes are washed off from the salt and dried. EFFECT: improved properties of ferromanganese. 3 cl, 1 tbl

Description

Изобретение относится к черной металлургии и может быть использовано при производстве ферросплавов. The invention relates to ferrous metallurgy and can be used in the production of ferroalloys.

Среднеуглеродистый ферромарганец является обязательной составляющей обмазки сварочных электродов. Поэтому сварка как углеродистой, так и легированной стали без среднеуглеродистого ферромарганца невозможна. Mid-carbon ferromanganese is an essential component of the coating of welding electrodes. Therefore, welding of both carbon and alloy steel without medium-carbon ferromanganese is impossible.

Качество среднеуглеродистого ферромарганца оказывает значительное влияние на качество и надежность сварки. Особенно большое влияние на качество и надежность сварки оказывает фосфор. Фосфор является основной причиной, вызывающей сварочные трещины. Повышение содержания фосфора и в сварочных электродах (в т. ч. особенно в среднеуглеродистом ферромарганце, входящем в состав их обмазки), и в свариваемой стали понижает свариваемость любого металла. Поэтому для производства среднеуглеродистого ферромарганца используются только высококачественные малофосфористые руды (обычно P/Mn ≅0,0031), а для производства восстановителя - передельного силикомарганца специально выплавленный малофосфористый передельный шлак. По этим причинам плавка этого сплава осуществляется трехстадийным процессом, извлечение марганца из богатых концентратов на последней стадии плавки составляет лишь 13-23% , а сквозное извлечение не превышает 40% . В результате среднеуглеродистый ферромарганец для сварочного производства становится все более дорогим и дефицитным. Несмотря на огромные запасы марганца в стране для производства средне- и малоуглеродистого ферромарганца приходится около 0,3 млн. т руды приобретать за валюту. The quality of medium carbon ferromanganese has a significant impact on the quality and reliability of welding. Phosphorus has a particularly great influence on the quality and reliability of welding. Phosphorus is the main cause of welding cracks. An increase in the phosphorus content in welding electrodes (including especially in medium-carbon ferromanganese, which is a part of their coating), and in welded steel decreases the weldability of any metal. Therefore, only high-quality low-phosphorous ores (usually P / Mn ≅0.0031) are used for the production of medium-carbon ferromanganese, and specially melted low-phosphorous tailings slag is used for the production of a reducing agent - converted silicomanganese. For these reasons, the smelting of this alloy is carried out by a three-stage process, the extraction of manganese from rich concentrates at the last stage of smelting is only 13-23%, and the through extraction does not exceed 40%. As a result, medium carbon ferromanganese for welding production is becoming increasingly expensive and scarce. Despite the huge reserves of manganese in the country for the production of medium- and low-carbon ferromanganese, it is necessary to acquire about 0.3 million tons of ore for currency.

Наиболее близким к заявляемому является способ кислородного рафинирования углеродистого ферромарганца, включающий выплавку сплава карботермическим процессом, и последующее рафинирование сплава от углерода путем его продувки газообразным кислородом в кислородном конвертере. При этом способе производства сквозное извлечение марганца в готовый сплав повышается до 55-60% , а суммарный расход электроэнергии сокращается практически в два раза (на 2500-3000 кВтч/т). Однако при этом способе производства уносится с газами 15-20% марганца. Последнее связано с тем, что марганец отличается аномально низкой температурой кипения. Дo 10% марганца, окисляясь, переходит в шлак. Поэтому окислительное рафинирование углеродистого ферромарганца возможно только при наличии надежно работающих установок для улавливания пыли (пыль и конденсаты марганца могут быть причиной очень серьезных, в т. ч. смертельных отравлений организма. Поэтому ПДК для марганца аэрозоль конденсации не превышает 0,03 мг/м3). Другим недостатком этого способа производства является то, что вследствие значительного угара марганца при кислородном рафинировании содержание фосфора в сплаве значительно повышается. Поэтому для плавки таким способом ферромарганца с содержанием фосфора ≅ 0,30% , пригодного для сварочного производства, нужны еще более чистые, чем для силикотермической плавки малофосфористые руды (P/Mn ≅ 0,0026% ). Между тем в нашей стране богатые малофосфористые руды выработаны. В стране все больше добывается карбонатных и бедных окисных руд, удельное содержание фосфора в которых в 3-4 раза выше допустимого для плавки среднеуглеродистого ферромарганца для сварочного производства.Closest to the claimed is a method of oxygen refining of carbon ferromanganese, including smelting the alloy carbothermal process, and subsequent refining of the alloy from carbon by blowing it with gaseous oxygen in an oxygen converter. With this method of production, the through extraction of manganese into the finished alloy rises to 55-60%, and the total energy consumption is reduced by almost half (by 2500-3000 kWh / t). However, with this production method, 15-20% of manganese is carried away with gases. The latter is due to the fact that manganese is characterized by an abnormally low boiling point. Up to 10% of manganese, being oxidized, passes into slag. Therefore, oxidative refining of carbon ferromanganese is possible only if there are reliable facilities for dust collection (dust and condensates of manganese can be very serious, including fatal poisoning of the body. Therefore, MPC for manganese condensation aerosol does not exceed 0.03 mg / m 3 ) Another disadvantage of this production method is that due to the significant fumes of manganese during oxygen refining, the phosphorus content in the alloy increases significantly. Therefore, for smelting ferromanganese with a phosphorus content of ≅ 0.30% suitable for welding in this way, low-phosphorous ores (P / Mn ≅ 0.0026%) are even purer than for silicothermic smelting. Meanwhile, in our country, rich low-phosphorous ores are developed. More and more carbonate and poor oxide ores are being mined in the country, the specific phosphorus content of which is 3-4 times higher than that acceptable for smelting medium-carbon ferromanganese for welding production.

Задачей изобретения является повышение извлечения марганца при производстве среднеуглеродистого ферромарганца. Другой задачей изобретения является понижение в сплаве содержания фосфора. Наконец, не менее важной задачей изобретения является возможность выплавки ферромарганца, пригодного для сварочного производства непосредственно из фосфористых (P/Mn≈ 0.008 -0.010) карбонатных или бедных окисных руд, т. е. уменьшения затрат дефицитной богатой малофосфористой руды. The objective of the invention is to increase the extraction of manganese in the production of medium carbon ferromanganese. Another object of the invention is to reduce the phosphorus content in the alloy. Finally, an equally important objective of the invention is the possibility of smelting ferromanganese suitable for welding directly from phosphorous (P / Mn≈ 0.008 -0.010) carbonate or poor oxide ores, i.e., to reduce the cost of scarce rich low-phosphorus ore.

Поставленная задача достигается тем, что сначала выплавляется из карбонатной руды с отношением Mn/Fe≈22÷25 ферромарганец ( Mn-85-86 % ; Fe ≅ 5 % ; P≈ 0,7 % ; Si= 4-5 % ), который разливается в слитки толщиной 250-300 мм. Слитки после остывания дробятся до крупности 30-100 мм и выдерживаются на воздухе в течение 4-14 сут. При этом сплав рассыпается в порошок. При рассыпании сплава содержание углерода в нем понижается до 1,5-2,0% , а фосфора до 0,4-0,5% . Затем рассыпавшийся сплав смешивают с порошком сплава (NaCl-NaOH) в соотношении (2-4): 1 и брикетируют, а брикеты затем нагревают до 700-900оС и выдерживают в течение 60-120 мин, после чего сплав отмывают горячей водой от соли, сушат, додрабливают до крупности 100-200 микрон и используют для изготовления сварочных электродов.The problem is achieved by first smelting from carbonate ore with a ratio of Mn / Fe≈22 ÷ 25 ferromanganese (Mn-85-86%; Fe ≅ 5%; P≈ 0.7%; Si = 4-5%), which It is poured into ingots 250-300 mm thick. After cooling, the ingots are crushed to a particle size of 30-100 mm and kept in air for 4-14 days. In this case, the alloy crumbles into powder. When the alloy is scattered, the carbon content in it decreases to 1.5-2.0%, and phosphorus to 0.4-0.5%. Then spilled alloy is mixed with alloy powder (NaCl-NaOH) in a ratio of (2-4): 1, and briquetted, and the briquettes are then heated to 700-900 ° C and held for 60-120 minutes, after which the alloy is washed with hot water from salts, dried, finish to a particle size of 100-200 microns and used for the manufacture of welding electrodes.

При таком способе плавки благодаря повышенному содержанию кремния в металл извлекается 80-85% марганца, а сплав самопроизвольно рассыпается на воздухе. При этом из металла удаляется значительная часть углерода. При выдержке рассыпавшегося сплава со смесью NaCl-NaOH из металла окисляется фосфор по реакции
Mn3P + 5NaOH = Na3PO4 +
+ Na2O + 3Mn + 5/2H2 , (I) после чего растворяется в солевом расплаве. При этом содержание фосфора понижается до 0,05-0,20% . Соль, остатки щелочи и фосфат натрия затем легко отмываются горячей водой, а порошок ферромарганца сушится, додрабливается до крупности 100-200 микрон и используется для изготовления сварочных электродов. Извлечение марганца в среднеуглеродистый ферромарганец при таком способе его производства составляет 80-85% , а расход электроэнергии даже при использовании бедной карбонатной руды по сравнению с силикотермической плавкой понижается на 2500-3000 кВтч/т.
With this melting method, due to the increased silicon content, 80-85% of manganese is extracted into the metal, and the alloy spontaneously scatters in air. In this case, a significant part of carbon is removed from the metal. Upon exposure to the decayed alloy with a mixture of NaCl-NaOH, phosphorus is oxidized from the metal by the reaction
Mn 3 P + 5NaOH = Na 3 PO 4 +
+ Na 2 O + 3Mn + 5 / 2H 2 , (I) after which it dissolves in the molten salt. In this case, the phosphorus content decreases to 0.05-0.20%. Salt, alkali residues and sodium phosphate are then easily washed with hot water, and the ferromanganese powder is dried, finished to a particle size of 100-200 microns and is used to make welding electrodes. The extraction of manganese in medium-carbon ferromanganese with this method of its production is 80-85%, and the energy consumption even when using poor carbonate ore in comparison with silicothermic smelting is reduced by 2500-3000 kWh / t.

Для реализации подобной технологии плавки наиболее важными являются состав сплава, условия его охлаждения после разливки, соотношение между металлом и смесью NaCl-NaOH, температура и время выдержки брикетов. Самопроизвольное рассыпание сплава происходит по границам зерна, обогащенных ликватами, что ускоряет и делает более полным удаление фосфора во время выдержки порошка металла при 700-900оС. Ускорению рассыпания способствует повышение содержания кремния до 4-5% и понижение в сплаве концентрации железа (ниже 5% ), а также медленное охлаждение после разливки, чему способствует значительная толщина слитка (250-300 мм). При соотношении между NaCl-NaOH, равном 2: 1, и расходе смеси 25-50% от массы дефосфорируемого сплава (отношение металл: смесь (NaCl-NaOH) (4-2): 1 можно в соответствии со стехиометрией реакции (I) удалить в 2,5-5 раз больше фосфора чем содержится в сплаве перед дефосфорацией (≈ 0,4-0,5% ). Однако уменьшение концентрации NaOH понижает ее активность и делает необходимым очень большие выдержки порошка металла в расплаве NaCl-NaOH. При меньшем расходе дефосфоратора (смеси NaCl-NaOH) (отношение больше 4: 1) уменьшается степень дефосфорации и растет ее продолжительность при большем, чем 2: 1 отношении степень дефосфорации не повышается, а расход смеси NaCl-NaOH растет.To implement such a melting technology, the most important are the composition of the alloy, the conditions for its cooling after casting, the ratio between the metal and the NaCl-NaOH mixture, the temperature and the exposure time of the briquettes. Spontaneous spillage of the alloy occurs along grain boundaries enriched with liquids, which accelerates and makes more complete the removal of phosphorus during exposure of the metal powder at 700-900 о С. The acceleration of spillage contributes to an increase in the silicon content to 4-5% and a decrease in the concentration of iron in the alloy (lower 5%), as well as slow cooling after casting, which is facilitated by the significant thickness of the ingot (250-300 mm). When the ratio between NaCl-NaOH equal to 2: 1, and the flow rate of the mixture is 25-50% by weight of the dephosphorized alloy (metal: mixture ratio (NaCl-NaOH) (4-2): 1 can be removed in accordance with the stoichiometry of reaction (I) 2.5–5 times more phosphorus than that contained in the alloy before dephosphorization (≈ 0.4–0.5%). However, a decrease in the concentration of NaOH decreases its activity and makes it necessary for very long exposures of the metal powder in the NaCl – NaOH melt. dephosphorator consumption (NaCl-NaOH mixture) (ratio greater than 4: 1), the degree of dephosphorization decreases and its duration increases with a larger than 2: 1 ratio, the degree of dephosphorization does not increase, and the flow rate of the NaCl-NaOH mixture increases.

При 700-900оС NaCl-NaOH плавится и активно реагирует с поверхностью порошка металла. Наилучшие результаты получаются при t≈ 700-500°C 700-750оС. Последнее связано с тем, что смесь при этом находится в жидком состоянии, а концентрация NaOH максимальна. При повышении температуры излишне растет жидкоподвижность, и расплав вытекает из брикета, что уменьшает время соприкосновения расплава с дефосфорируемым металлом. Кроме этого особенно при t > 900оС уменьшается и концентрация (OH), что связано с развитием термической диссоциации NaOH.At 700-900 ° C NaCl-NaOH melts and reacts with the metal powder surface. The best results are obtained at t≈ 700-500 ° C 700-750 о С. The latter is due to the fact that the mixture is in a liquid state and the NaOH concentration is maximum. With increasing temperature, the fluidity increases excessively, and the melt flows out of the briquette, which reduces the contact time of the melt with the dephosphorized metal. Also especially when t> 900 C decreases and the concentration (OH), which is associated with the development of NaOH thermal dissociation.

П р и м е р 1. В промышленных условиях способ реализуется следующим образом. PRI me R 1. In industrial conditions, the method is implemented as follows.

Ферромарганец выплавляется из агломерата или обожженного карбонатного концентрата (Mn - 40-42% ; Fe ≈ 1,6% ; P - 0,3-0,4% ). Если концентрация железа в агломерате высокая, в шихту добавляется небольшое количество МФШ или маложелезистого концентрата. Шихта рассчитывается на получение в сплаве 4-5% Si, что повышает извлечение марганца и склонность сплава к рассыпанию. Сплав выпускается в ковш и после отделения от шлака разливается в плоские изложницы с высокими бортами. Затвердевший металл поплавочно грузится в металлические короба и вывозится в остывочно-разделочный пролет, после остывания дробится из куски весом до 20 кг и выдерживается в коробках на протяжении 4-14 сут до полного рассыпания. Рассыпавшийся сплав затем смешивают с порошком NaCl + NaOH (2: 1), предварительно сплавленным в солеплавильных печах при 800оС, в соотношении (4-2): 1. Соотношение принимается в зависимости от содержания в сплаве фосфора (при высокой концентрации 0.5-0.7 % P≈2÷1; при пониженной (3-4): 1 и без добавки связующего брикетируется. Брикетs затем засыпаются в коробки и нагреваются до 700-900оС сначала за счет тепла вновь разлитых новых порций металла, затем в печи, после чего металл отмывается от соли, подсушиваетcя и в мягких контейнерах отгружается потребителю.Ferromanganese is smelted from agglomerate or calcined carbonate concentrate (Mn - 40-42%; Fe ≈ 1.6%; P - 0.3-0.4%). If the concentration of iron in the agglomerate is high, a small amount of MFS or low-iron concentrate is added to the mixture. The mixture is designed to produce 4-5% Si in the alloy, which increases the extraction of manganese and the tendency of the alloy to spill. The alloy is produced in a bucket and, after separation from the slag, is poured into flat molds with high sides. The hardened metal is flooded into metal boxes and transported to a cooling and cutting span; after cooling, it is crushed from pieces weighing up to 20 kg and aged in boxes for 4-14 days until completely scattered. Spilled alloy powder is then mixed with NaCl + NaOH (2: 1), a prealloyed soleplavilnyh furnace at 800 ° C, in a ratio of (4-2): 1. The ratio is taken depending on the phosphorus content in the alloy (at a high concentration of 0.5- 0.7% P≈2 ÷ 1, at a lower (3-4). 1 without additives and pelletized binder Brikets then filled into boxes and heated to 700-900 ° C at first due to heat again spilled new metal portions, then in a furnace, after which the metal is washed from salt, dried and shipped in soft containers to the consumer.

П р и м е р 2. В лабораторной печи 100 кВт на шихте из агломерата, доломитизированного известняка и кокса выплавили ферромарганец (Mn - 84.0% ; Si - 5,2% ; P - 0,77% ; Fe - 4,2% ; С - 5,8% ). Металл затем выдержали до полного рассыпания, смешали с порошком, полученным из сплава NaCl-NaOH (мас. отношение 2: 1), сбрикетировали и выдержали при 700-900оС в течение 60-120 мин. После чего сплав отмыли от соли, просушили и проанализировали. Полученные результаты приведены в таблице.Example 2. In a 100 kW laboratory furnace, ferromanganese was smelted on a charge of sinter, dolomitic limestone and coke (Mn - 84.0%; Si - 5.2%; P - 0.77%; Fe - 4.2% ; C - 5.8%). The metal is then stood until complete scattering was mixed with the powder obtained from the alloy NaCl-NaOH (weight ratio 2: 1.), Sbriketirovali and kept at 700-900 C for 60-120 min. After that, the alloy was washed from salt, dried and analyzed. The results are shown in the table.

Как видно из приведенных данных при обработке при 700-900оС и соотношении в брикетах сплав - солевой расплав (4-2): 1 возможно получение порошка ферромарганца, пригодного для сварочного производства. Содержание кремния в нем составляет ≈5,2-5,5% , что не препятствует использованию порошка для приготовления высококачественых электродов.As can be seen from the above data, when processing at 700-900 о С and the ratio in alloy – salt melt briquettes (4-2): 1, it is possible to obtain ferromanganese powder suitable for welding production. The silicon content in it is ≈5.2-5.5%, which does not preclude the use of powder for the preparation of high-quality electrodes.

Изобретение позволяет получить следующие преимущества. The invention allows to obtain the following advantages.

Для производства ферромарганца использовать дешевые карбонатные руды, в т. ч. с удельным содержанием фосфора 0,008-0,010% /% Mn. To produce ferromanganese, use cheap carbonate ores, including those with a specific phosphorus content of 0.008-0.010% /% Mn.

Повысить извлечение марганца в сплав по сравнению с аналогом (силикотермической плавкой) практически в два раза и на 20-25% по сравнению с окислительным рафинированием газообразным кислородом. To increase the extraction of manganese in the alloy in comparison with the analogue (silicothermal smelting) by almost two times and by 20-25% compared with oxidative refining with gaseous oxygen.

Значительно снизить затраты на производство сплава. (56) Гасик М. И. Электротермия марганца, Киев: Техника, 1979, с. 151-152. Significantly reduce the cost of alloy production. (56) Gasik M.I. Electrothermal manganese, Kiev: Technique, 1979, p. 151-152.

Мизин В. Г. , Хобот В. И. , Данилевич Ю. А. и др. Рафинирование ферромарганца продувкой газообразным кислородом, Сталь, 1983, N 5, с. 12-15.  Mizin V.G., Khobot V.I., Danilevich Yu.A. et al. Refining of ferromanganese by blowing with gaseous oxygen, Steel, 1983, No. 5, p. 12-15.

Claims (3)

1. СПОСОБ ПОЛУЧЕНИЯ ФЕРРОМАРГАНЦА ДЛЯ СВАРОЧНОГО ПРОИЗВОДСТВА, включающий плавку сплава непрерывным карботермическим процессом в руднотермической электропечи, отличающийся тем, что после выплавки сплав выдерживают до полного рассыпания, затем сплав смешивают в соотношении 4 - 2 : 1 с порошком солевого расплава NaCl и NaOH, предварительно сплавленного в солеплавильной печи при 800oC в соотношении 2 : 1, брикетируют, выдерживают при 700 - 900oC в течение 60 - 120 мин, брикеты отмывают от соли и просушивают.1. METHOD FOR PRODUCING FERROMARGANESE FOR WELDING PRODUCTION, including melting the alloy by a continuous carbothermal process in an ore-thermal electric furnace, characterized in that after smelting the alloy is kept until complete dispersion, then the alloy is mixed in a 4 - 2: 1 ratio with NaCl and NaOH salt powder, preliminarily fused in a salt-melting furnace at 800 o C in a ratio of 2: 1, briquetted, kept at 700 - 900 o C for 60 - 120 minutes, the briquettes are washed from salt and dried. 2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что в шихте для выплавки ферромарганца используют рядовую фосфористую руду или агломерат с отношением в нем Р/Мn = 0,008 - 0,010 и Мn/Fe = 22 - 25. 2. The method according to p. 1, characterized in that the mixture for smelting ferromanganese uses ordinary phosphorous ore or sinter with a ratio of P / Mn = 0.008 - 0.010 and Mn / Fe = 22 - 25 in it. 3. Способ по пп. 1 и 2, отличающийся тем, что шихту рассчитывают на получение кремния в сплаве 4 - 5% , а сплав после выпуска разливают в плоские слитки толщиной 250 - 300 мм.  3. The method according to PP. 1 and 2, characterized in that the charge is calculated on obtaining silicon in the alloy 4 to 5%, and the alloy after release is poured into flat ingots with a thickness of 250 - 300 mm.
SU5034207 1992-03-26 1992-03-26 Process for preparing ferromanganese for welding production RU2005803C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU5034207 RU2005803C1 (en) 1992-03-26 1992-03-26 Process for preparing ferromanganese for welding production

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
SU5034207 RU2005803C1 (en) 1992-03-26 1992-03-26 Process for preparing ferromanganese for welding production

Publications (1)

Publication Number Publication Date
RU2005803C1 true RU2005803C1 (en) 1994-01-15

Family

ID=21600283

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
SU5034207 RU2005803C1 (en) 1992-03-26 1992-03-26 Process for preparing ferromanganese for welding production

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2005803C1 (en)

Similar Documents

Publication Publication Date Title
Dippenaar Industrial uses of slag (the use and re-use of iron and steelmaking slags)
CN100357470C (en) Method for preparing ferro-titantium, steel and ferrovanadium from vanadium-titantium iron headings
RU2226220C2 (en) Steelmaking slag reprocessing method
US20070283785A1 (en) Process for recovery of iron from copper slag
CN101838718A (en) Medium frequency furnace internal dephosphorization and desulfurization smelting process
US5279644A (en) Fire refining precious metals asay method
JPH06145836A (en) Production of alloy utilizing aluminum slag
US4521245A (en) Method of processing sulphide copper- and/or sulphide copper-zinc concentrates
CN111235349A (en) Method for producing silicon-vanadium alloy by smelting vanadium-rich slag and silicon-vanadium alloy
RU2005803C1 (en) Process for preparing ferromanganese for welding production
US6478840B1 (en) Reduction of chromium content in slag during melting of stainless steel in electric arc furnaces
KR100226897B1 (en) Agglomerate method of pre-reduction fine ore for molten pig iron
Dashevskii et al. Dephosphorization of manganese-containing oxide melts
RU2566230C2 (en) Method of processing in oxygen converter of low-siliceous vanadium-bearing molten metal
EP0235291A4 (en) Method for obtaining vanadium slag.
US3942977A (en) Process for making iron or steel utilizing lithium containing material as auxiliary slag formers
AU606420B2 (en) Non-ferrous metal recovery
JPS61194125A (en) Simultaneous treatment of sludge and steel making slag
US3556774A (en) Process for the reduction of molten iron ore
SU996488A1 (en) Method for processing waste storage batteries
RU2791998C1 (en) Method for direct production of cast iron from phosphorus-containing iron ore or concentrate with simultaneous removal of phosphorus into slag
RU2082785C1 (en) Process for recovery of metal from slag resulting from foundry ferrosilicon chrome
CN116479214B (en) Synthetic slag and preparation method and application thereof
US210020A (en) Improvement in working nickel ores and manufacture of nickel
US4101316A (en) Conversion of molybdenite concentrate to ferro-molybdenum and simultaneous removal of impurities by direct reduction with sulfide forming reducing agents