RU2058936C1 - Method of making technical silicium in rotary ore-thermic electric furnace - Google Patents

Method of making technical silicium in rotary ore-thermic electric furnace Download PDF

Info

Publication number
RU2058936C1
RU2058936C1 RU9494010889A RU94010889A RU2058936C1 RU 2058936 C1 RU2058936 C1 RU 2058936C1 RU 9494010889 A RU9494010889 A RU 9494010889A RU 94010889 A RU94010889 A RU 94010889A RU 2058936 C1 RU2058936 C1 RU 2058936C1
Authority
RU
Russia
Prior art keywords
quartzite
furnace
charge
silicium
rotation
Prior art date
Application number
RU9494010889A
Other languages
Russian (ru)
Other versions
RU94010889A (en
Inventor
Н.В. Толстогузов
К.С. Елкин
Р.В. Пак
В.Н. Ильин
Д.К. Елкин
Original Assignee
Братский алюминиевый завод
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 Братский алюминиевый завод filed Critical Братский алюминиевый завод
Priority to RU9494010889A priority Critical patent/RU2058936C1/en
Publication of RU94010889A publication Critical patent/RU94010889A/en
Application granted granted Critical
Publication of RU2058936C1 publication Critical patent/RU2058936C1/en

Links

Classifications

    • YGENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
    • Y02TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
    • Y02PCLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
    • Y02P20/00Technologies relating to chemical industry
    • Y02P20/10Process efficiency

Landscapes

  • Silicon Compounds (AREA)

Abstract

FIELD: metallurgy, particularly the invention may be used for producing crystalline silicon in non-ferrous metallurgy and for producing silicium containing ferroalloys in ferrous metallurgy. SUBSTANCE: method comprises steps of melting quartzite in ore-thermic furnaces; before introduction of quartzite into a charge sieving it by two fractions (20-40)mm and (40-120)mm; mixing large-size fraction quartzite with petroleum coke, charcoal, hard coal and wooden chip and loading the mixture on a grate by cones with height 400-500 mm arround electrodes; loading smallsize fraction quartzite by batches at a descending side of the electrode; rotating the furnace upon melting process in such a way, that a revolution number of reverse rotation of the furnace is by 2-10 times more, than its revolution number in forward direction; charging the small-size quartzite upon a period of rotation of the furnace with increased speed only in zones of active descending of the charge. EFFECT: enhanced quality of technical silicium, being produced by such method. 3 cl

Description

Изобретение относится к металлургии и может быть использовано при производстве кртисталлического кремния в цветной и кремнистых ферросплавов в черной металлургии. The invention relates to metallurgy and can be used in the production of crystalline silicon in non-ferrous and silicon ferroalloys in ferrous metallurgy.

Наиболее близким к изобретению является способ плавки, включающий дозирование, смешение, порционную загрузку и непрерывное проплавление шихты, состоящей из кварцита, нефтяного кокса, древесного и каменного углей, отличающийся тем, что шихта перед введением на колошник смешивается с древесной щепой. Closest to the invention is a melting method comprising dosing, mixing, portioning and continuous melting of a mixture consisting of quartzite, petroleum coke, charcoal and hard coal, characterized in that the mixture is mixed with wood chips before being introduced to the top.

В этом способе благодаря введению в шихту 1,5-2,5 т/т древесной щепы колошник сильно разрыхляется, становится более подвижным и газопроницаемым. Газы через слой шихты при таком способе плавки выходят более равномерно. Это увеличивает полноту улавливания монооксида кремния по реакции
SiOгаз + 2С SiСт + СО. (1)
Вместе с этим углерода в колошниковой зоне печи для улавливания всего монооксида кремния не хватает, часть его конденсируется по экзотермическим реакциям (2) и (3)
SiOгаз __→ SiОж (2)
2SiOгаз __→ SiO + Siж (3)
Выделение большого количества тепла по реакциям (2) и (3) и жидких продуктов является причиной спекания колошника. При избытке углерода к спеканию колошника приводит образование скелета из тугоплавкого карбида. При введении в шихту щепы кусочки шихты механически изолируются друг от друга частицами щепы. Это повышает газопроницаемость шихты, уменьшает улет кремния и спекание колошника (Толстогузов Н. В. Теоретические основы и технология плавки кремнистых и марганцевых сплавов. М. Металлургия, 1992, с.108-110). Это сделало возможным плавку кремния в печах мощностью 16,5 и 25 МВА.
In this method, due to the introduction of 1.5-2.5 t / t of wood chips into the charge, the top is very loosened, becomes more mobile and gas permeable. Gases through the charge layer with this method of melting out more evenly. This increases the completeness of capture of silicon monoxide by reaction
SiO gas + 2C SiC t + CO. (one)
At the same time, there is not enough carbon in the furnace top zone to capture all silicon monoxide; part of it condenses by exothermic reactions (2) and (3)
SiO gas __ → SiО w (2)
2SiO gas __ → SiO + Si ж (3)
The release of a large amount of heat from reactions (2) and (3) and liquid products causes sintering of the top. With an excess of carbon, the formation of a skeleton of refractory carbide leads to sintering of the top. When introduced into the mixture of wood chips, the pieces of the mixture are mechanically isolated from each other by particles of wood chips. This increases the gas permeability of the mixture, reduces the escape of silicon and sintering of the top (Tolstoguzov N.V. Theoretical foundations and technology of smelting silicon and manganese alloys. M. Metallurgy, 1992, pp. 108-110). This made silicon melting possible in 16.5 and 25 MVA furnaces.

Однако и при таком способе плавки больших потерь кремния и спекания колошника избежать не удается. Извлечение кремния обычно не превышает 65-70%
Задача изобретения повышение извлечения кремния и улучшение использования углерода шихты.
However, even with this method of smelting, large losses of silicon and sintering of the top cannot be avoided. The extraction of silicon usually does not exceed 65-70%
The objective of the invention is to increase the extraction of silicon and improve the use of carbon charge.

Для этого в способе плавки, включающем дозирование, смешение, загрузку и непрерывное проплавление шихты из кварцита, нефтяного кокса, древесного и каменного угля и древесной щепы. Кварцит перед введением в шихту рассеивается на две фракции 20-40 мм и 40-120 мм, после чего крупный кварцит смешивается с нефтяным коксом, древесным и каменным углем и древесной щепой и загружается на колошник обычным способом конусами высотой 400-500 мм вокруг электродов, а мелкий кварцит фракции 20-40 мм загружается порциями со сбегающей стороны электрода. To this end, in a melting method comprising dosing, mixing, loading and continuous melting of a mixture of quartzite, petroleum coke, charcoal and coal and wood chips. Before introducing into the charge, quartzite is dispersed into two fractions of 20-40 mm and 40-120 mm, after which coarse quartzite is mixed with petroleum coke, charcoal and coal and wood chips and loaded onto the top in the usual way with cones 400-500 mm high around the electrodes, and fine quartzite fractions of 20-40 mm are loaded in portions from the runaway side of the electrode.

Кроме того, режим вращения печи подбирается таким образом, чтобы ускорить сход мелкой части кварцита в горн печи, а также чтобы сходящий кварцит попадал в подэлектродное пространство. In addition, the rotation mode of the furnace is selected in such a way as to accelerate the descent of a small part of quartzite into the furnace of the furnace, and also so that the descending quartzite gets into the sub-electrode space.

Задача решается также в результате того, что скорость обратного вращения печи в 2-10 раз превышает скорость прямого вращения печи, а загрузка мелкого кварцита происходит в основном во время вращения печи с повышенной скоростью. Наконец, важным является и то, что повышенная скорость вращения имеет место только в зонах активного схода шихты. The problem is also solved as a result of the fact that the reverse rotation speed of the furnace is 2-10 times higher than the direct rotation speed of the furnace, and the loading of fine quartzite occurs mainly during rotation of the furnace at an increased speed. Finally, it is also important that increased rotation speed occurs only in areas of active charge gathering.

Главной причиной пониженного извлечения кремния при обычной плавке является расходование большого количества углерода в колошниковой зоне на образование карбида по суммарной реакции
SiO2(т, ж) + 3С SiCт + 2СО (4)
Его образование резко уменьшает потенциальные возможности шихты на улавливание SiOгаз, отходящего в больших количествах из горна печи.
The main reason for the reduced extraction of silicon during conventional melting is the consumption of a large amount of carbon in the top zone for the formation of carbide by the total reaction
SiO 2 (t, g) + 3С SiC t + 2CO (4)
Its formation sharply reduces the potential of the charge to capture SiO gas , which leaves in large quantities from the furnace hearth.

Образование карбида в колошниковой зоне идет по схемам 1 и 2. The formation of carbide in the top zone is according to schemes 1 and 2.

Схема 1: SiO2(т,ж) __→ SiOгаз + 1/2O2(O) (5)
1/2O2(O) + С __→ СО (6)
SiOгаз + 2С SiCт + СО (7) __________________________________________________________
SiО2(т,ж) + 3С SiCт + 2CO (4)
Схема 2: SiO2(т,ж) __→ SiOгаз + 1/2O2(O) (5)
1/2O2(O) + 1/2SiC __→ 1/2SiOгаз + 1/2CO (8)
3/2SiOгаз + 3С 3/2SiСт + 3/2СО (7) _______________________________________________________
SiO2(т,ж) + 3С SiСт + 2СО (4)
Повышение крупности кварцита в шихте и повышенная скорость схода мелкой части кварцита уменьшает степень развития реакции (5) газификации (испарения-диссоциации) кремнезема, и тем самым на каждый моль быстро сходящей в горн кремнезема освобождает три моля углерода. Это создает возможность дополнительного улавливания 1,5 моля монооксида из горна печи, то есть высвобождающийся углерод используется в 1,5 раза эффективнее.
Scheme 1: SiO 2 (t, g) __ → SiO gas + 1 / 2O 2 (O) (5)
1 / 2O 2 (O) + С __ → СО (6)
SiO gas + 2С SiC t + СО (7) __________________________________________________________
SiО 2 (t, g) + 3С SiC t + 2CO (4)
Scheme 2: SiO 2 (t, g) __ → SiO gas + 1 / 2O 2 (O) (5)
1 / 2O 2 (O) + 1 / 2SiC __ → 1 / 2SiO gas + 1 / 2CO (8)
3 / 2SiO gas + 3C 3 / 2SiC t + 3 / 2CO (7) _______________________________________________________
SiO 2 (t, g) + 3С SiС t + 2CO (4)
An increase in the size of quartzite in the mixture and an increased rate of vanishing of a small part of quartzite reduces the degree of development of reaction (5) for gasification (evaporation-dissociation) of silica, and thereby releases three moles of carbon for each mole of silica quickly converging into the forge. This creates the possibility of additional capture of 1.5 moles of monoxide from the furnace hearth, that is, the released carbon is used 1.5 times more efficiently.

Повышенная скорость схода мелкой части кварцита достигается как в результате того, что кварцит 20-40 мм загружается в виде "тяжелой" шихты (без добавок легких материалов), так и в результате загрузки на сбегающую сторону колошника, где шихта является более рыхлой. Увеличение скорости схода мелкого кварцита способствует естественно не только рыхлая шихта со сбегающей стороны, но и непрерывно образующийся зазор между электродом и шихтой на колошнике. Поэтому ускоренный сход мелкой части кварцита обеспечивается как "тяжелой" ее укладкой, проваливанием в зазор и обвалом рыхлой части колошника. The increased rate of descent of a small part of quartzite is achieved both as a result of the fact that quartzite of 20–40 mm is loaded in the form of a “heavy” charge (without additives of light materials), and as a result of loading on the run-down side of the top, where the charge is looser. Naturally, not only loose charge from the downstream side, but also a continuously formed gap between the electrode and the charge on the top contributes naturally to an increase in the rate of quartzite quenching. Therefore, the accelerated descent of a small part of quartzite is ensured as its "heavy" laying, falling into the gap and collapse of the loose part of the top.

Для обеспечения высокой скорости схода мелкой части кварцита, как указывалось выше, периодически изменяется и направление вращения и его скорость, причем скорость вращения в обратном направлении увеличивается в 2-10 раз. Такое увеличение возможно, так как в нижней части электрод находится в полости, а верхняя часть колошника при подобном возвратно-поступательном движении не успевает спекаться и не препятствует вращению. Вращение печи осуществляется, например, следующим образом: в прямом направлении 1 ч скорость 1 об/100 ч, в обратном направлении 0,25 ч скорость 1 об/50 ч, в прямом направлении 0,25 ч скорость 1 об/50 ч. После чего цикл повторяется, то есть печь сначала вращается в течение часа в прямом направлении со скоростью 1 оборот за 100 ч и т.д. To ensure a high rate of descent of a small part of quartzite, as indicated above, the direction of rotation and its speed periodically change, and the speed of rotation in the opposite direction increases by 2-10 times. Such an increase is possible, since the electrode is located in the cavity in the lower part, and the upper part of the top with such a reciprocating motion does not have time to sinter and does not impede rotation. The rotation of the furnace is carried out, for example, as follows: in the forward direction 1 h, speed 1 r / 100 h, in the opposite direction 0.25 h, speed 1 r / 50 h, in the forward direction 0.25 h, speed 1 r / 50 h. After of which the cycle repeats, that is, the furnace first rotates for an hour in the forward direction at a speed of 1 revolution per 100 hours, etc.

Для получения оптимальных показателей плавки весь восстановитель загружается вместе с крупным кварцитом. Это с одной стороны устраняет попадание в горн углерода, что может уменьшить к.п.д. использования SiOгаз в горне на разрушение карбида и получение кремния по реакции (9)
SiOгаз + SiCт Siж + 2СО (9).
To obtain optimal melting indices, the entire reducing agent is loaded with large quartzite. On the one hand, this eliminates carbon in the hearth, which can reduce the efficiency the use of SiO gas in the furnace for the destruction of carbide and the production of silicon by reaction (9)
SiO gas + SiC t Si W + 2CO (9).

С другой стороны при этом повышается потенциальная возможность колошника на улавливание SiOгаз по реакции (1).On the other hand, this increases the potential of the top to capture SiO gas by reaction (1).

Увеличение скорости вращения в обратном направлении по отношению к первоначальной в прямом направлении естественно определяется свойствами шихты и условиями ее спекания. Так при рыхлой шихте скорость вращения в прямом направлении может составлять 0,25-0,5 об/сутки, в обратном 0,5-2 об/сутки, то есть обратная скорость может вырасти в 2-10 раз. При расстройствах процесса и сильном спекании скорость обратного вращения лишь в 2-3 раза превышает скорость в прямом направлении. Различие в скорости прямого и обратного вращения изменяется и при изменении мощности печи, увеличиваясь с увеличением мощности. An increase in the speed of rotation in the opposite direction relative to the initial one in the forward direction is naturally determined by the properties of the mixture and the conditions of its sintering. So, with a loose charge, the speed of rotation in the forward direction can be 0.25-0.5 rpm / day, in the opposite 0.5-2 rpm / day, that is, the reverse speed can grow by 2-10 times. With process disturbances and strong sintering, the reverse rotation speed is only 2-3 times higher than the forward speed. The difference in the speed of forward and reverse rotation also changes with a change in the furnace power, increasing with increasing power.

П р и м е р 1 (аналог). Плавка кремния осуществляется в печи 25 МВА при рабочей мощности 17,5 МВт и рабочей силе тока 67,5 кА. Шихта состоит из 300 кг кварцита, 30 кг древесного угля, 30 кг нефтяного кокса, 80-100 кг каменного угля и 200-250 кг древесной щепы. Шихта смешивается на транспортерных лентах и по течкам загружается на колошник, периодически пропиковывается и подгребается к электродам. Печь во время плавки вращается со скоростью 1 оборот за 100 ч. Выпуск металла производится периодически 2-3 раза в смену. Извлечение кремния в металл 66,8% расход электроэнергии 16,5-19,5 тыс. кВтч/т. Расход электродов 98-125 кг/г, расход углерода 1537 кг/т. Печь зарастает карбидом. Поэтому примерно раз в месяц она работает на проплав. Производительность при этом снижается примерно в 2-2,5 раза. PRI me R 1 (analog). Silicon is melted in a 25 MVA furnace with a working power of 17.5 MW and a working current of 67.5 kA. The mixture consists of 300 kg of quartzite, 30 kg of charcoal, 30 kg of petroleum coke, 80-100 kg of coal and 200-250 kg of wood chips. The mixture is mixed on conveyor belts and is fed into the top on the top, periodically puffed and pick up to the electrodes. During melting, the furnace rotates at a speed of 1 revolution per 100 hours. Metal is produced periodically 2-3 times per shift. Extraction of silicon into metal 66.8% energy consumption 16.5-19.5 thousand kWh / t. Electrode consumption 98-125 kg / g, carbon consumption 1537 kg / t. The furnace is overgrown with carbide. Therefore, approximately once a month, it works on a melt. Productivity is reduced by about 2-2.5 times.

П р и м е р 2. Предлагаемый способ плавки реализуется следующим способом. Кварцит крупностью 20-120 мм рассеивается на две фракции -40 мм 1/3 по весу и +40 мм 2/3 по весу. Затем 300 кг кварцита крупностью > 400 мм смешивается на транспортерной ленте с 45 кг древесного угля, 45 кг нефтяного кокса, 90 кг каменного угля и 200-250 кг древесной щепы и загружается на колошник обычным способом конусами высотой 400-500 мм вокруг электродов. Печь вращается со скоростью 1 оборот за 70 ч в течение часа в прямом направлении, затем в течение 15 мин со скоростью 1 оборот за 20 ч в обратном направлении и 15 мин со скоростью 1 оборот за 20 ч в прямом направлении. Кварцит крупностью -40 мм загружается порциями со сбегающей стороны электрода при вращении печи в обратном и прямом направлении. Выпуск металла производится 3-4 раза в смену. После чего цикл вращения повторяется в пределах 60о.PRI me R 2. The proposed method of melting is implemented in the following way. Quartzite with a particle size of 20-120 mm is scattered into two fractions -40 mm 1/3 by weight and +40 mm 2/3 by weight. Then 300 kg of quartzite with a grain size> 400 mm is mixed on a conveyor belt with 45 kg of charcoal, 45 kg of petroleum coke, 90 kg of coal and 200-250 kg of wood chips and loaded onto the top with conventional cones 400-500 mm high around the electrodes. The furnace rotates at a speed of 1 revolution in 70 hours for an hour in the forward direction, then for 15 minutes at a speed of 1 revolution in 20 hours in the opposite direction and 15 minutes at a speed of 1 revolution in 20 hours in the forward direction. Quartzite with a grain size of -40 mm is loaded in portions from the runaway side of the electrode when the furnace is rotated in the reverse and forward direction. Metal is produced 3-4 times per shift. After which the rotation cycle is repeated within 60 about .

Расход кварцита на тонну сплава составляет 2650-2750 кг/т, расход электроэнергии 14,5-16,5 тыс.кВтч/т. Извлечение кремния 76-80% расход углерода 1200-1246 кг/т. The quartzite consumption per ton of alloy is 2650-2750 kg / t, the energy consumption is 14.5-16.5 thousand kWh / t. Extraction of silicon 76-80% carbon consumption 1200-1246 kg / t.

Предлагаемый способ позволяет полу-чить следующие преимущества:
повысить на 3-8% извлечение кремния;
уменьшить на 200-250 кг/т удельный расход восстановителя;
уменьшить до 14,5-16,5 тыс. кВтч/т удельный расход электроэнергии;
повысить газопроницаемость и сход шихты;
облегчить условия труда персонала.
The proposed method allows to obtain the following advantages:
increase silicon extraction by 3-8%;
reduce by 200-250 kg / t the specific consumption of reducing agent;
reduce the specific energy consumption to 14.5-16.5 thousand kWh / t;
increase gas permeability and charge gathering;
facilitate the working conditions of staff.

Claims (3)

1. СПОСОБ ПРОИЗВОДСТВА ТЕХНИЧЕСКОГО КРЕМНИЯ ВО ВРАЩАЮЩИХСЯ РУДНОТЕРМИЧЕСКИХ ЭЛЕКТРОПЕЧАХ, включающий дозирование компонентов шихты из кварцита, нефтяного кокса, древесного и каменного углей и древесной щепы, загрузку, плавку шихты, выпуск металла, отличающийся тем, что со стадии дозирования кварцит рассеивают на две фракции крупностью 40 120 и 20 40 мм, после чего крупную фракцию смешивают с нефтяным коксом, древесным и каменным углем и древесной щепой и загружают на колошник конусами вокруг электродов, мелкую фракцию загружают к электродам со стороны сбегающей части электродов, при этом частоту вращения печи вокруг вертикальной оси и его направление периодически меняют. 1. METHOD FOR PRODUCING TECHNICAL SILICON IN ROTATING ORE-THERMAL ELECTRIC FURNACES, including dosing of the charge components from quartzite, petroleum coke, charcoal and hard coal and wood chips, loading, melting of the charge, the discharge of the quartz fraction differs in that 40 120 and 20 40 mm, after which the coarse fraction is mixed with petroleum coke, charcoal and coal and wood chips and loaded onto the top with cones around the electrodes, the fine fraction is loaded to the electrodes with on the side of the runaway part of the electrodes, while the rotational speed of the furnace around the vertical axis and its direction are periodically changed. 2. Способ по п.1, отличающийся тем, что печь сначала вращают в прямом направлении, затем с частотой в 2 10 раз большей, в обратном, затем снова в прямом направлении с прежней частотой, после чего цикл вращения повторяют. 2. The method according to claim 1, characterized in that the furnace is first rotated in the forward direction, then with a frequency of 2 10 times greater, in the opposite direction, then again in the forward direction with the same frequency, after which the rotation cycle is repeated. 3. Способ по пп.1 и 2, отличающийся тем, что вращение печи в прямом и обратном направлениях производят в пределах зоны активного схода шихты. 3. The method according to PP.1 and 2, characterized in that the rotation of the furnace in the forward and reverse directions is carried out within the zone of active gathering of the charge.
RU9494010889A 1994-03-28 1994-03-28 Method of making technical silicium in rotary ore-thermic electric furnace RU2058936C1 (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU9494010889A RU2058936C1 (en) 1994-03-28 1994-03-28 Method of making technical silicium in rotary ore-thermic electric furnace

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
RU9494010889A RU2058936C1 (en) 1994-03-28 1994-03-28 Method of making technical silicium in rotary ore-thermic electric furnace

Publications (2)

Publication Number Publication Date
RU94010889A RU94010889A (en) 1996-01-10
RU2058936C1 true RU2058936C1 (en) 1996-04-27

Family

ID=20154072

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
RU9494010889A RU2058936C1 (en) 1994-03-28 1994-03-28 Method of making technical silicium in rotary ore-thermic electric furnace

Country Status (1)

Country Link
RU (1) RU2058936C1 (en)

Non-Patent Citations (1)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Title
Толстогузов И.В. Теоретические основы и технология плавки кремнистых и марганцевых сплавов, М.: Металлургия, 1992, с.108-110. *

Similar Documents

Publication Publication Date Title
AU784378B2 (en) Method for producing metallic iron
US7938883B2 (en) Method and apparatus for making metallic iron
JP2001506315A (en) Direct reduction of metal oxide nodules
US3333951A (en) Metallized pellets
RU2058936C1 (en) Method of making technical silicium in rotary ore-thermic electric furnace
JPS616247A (en) Manufacture of iron boron alloy or iron boron silicon alloy
JP2002544391A (en) Method for reducing nonferrous metal components of slag generated during production of nonferrous metals in floating blast furnace
US4576637A (en) Process for preparing silicon-base complex ferrous alloys
RU2131928C1 (en) Method of blast-furnace blowing-down
JPH0411485B2 (en)
JP3565172B2 (en) How to put blast furnace raw materials inside the furnace
JPS6033888B2 (en) Alumina-containing raw material compact for smelting furnace aluminum smelting
SU1057563A1 (en) Fuel mixture for sinter roasting
JP3709001B2 (en) Non-fired agglomerated ore for iron making and method of using the same
RU2057710C1 (en) Method of smelting of crystalline silicon or high- silicon grades of ferrosilicon in rotating ore-smelting electric furnaces
RU1791379C (en) Method of silicon preparing
SU789153A1 (en) Method of producing silicium-copper contact mass for synthesis of chlororganosilanes
SU387036A1 (en)
SU1433713A1 (en) Method of producing molten welding manganese flux
JP4238401B2 (en) Method for producing low SiO2 sintered ore
RU2202633C1 (en) Mixture to produce carbon-carrying briquettes
RU2171225C1 (en) Method for production of normal electrocorundum
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
Ban et al. Technology of Dwight-Lloyd McWane Ironmaking