SU557119A1 - Method of smelting siliceous ferroalloys - Google Patents
Method of smelting siliceous ferroalloysInfo
- Publication number
- SU557119A1 SU557119A1 SU2173631A SU2173631A SU557119A1 SU 557119 A1 SU557119 A1 SU 557119A1 SU 2173631 A SU2173631 A SU 2173631A SU 2173631 A SU2173631 A SU 2173631A SU 557119 A1 SU557119 A1 SU 557119A1
- Authority
- SU
- USSR - Soviet Union
- Prior art keywords
- slag
- melt
- siliceous
- oxides
- foam
- Prior art date
Links
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Description
(54) СПОСОБ ВЫПЛАВКИ КРЕМНИСТЫХ ФЕРРОСПЛАВОВ(54) METHOD FOR MELTING SILICON FERROALLOES
1one
Изобретение относитс к области черной металлургии, в частности к способам производства ферросплавов.The invention relates to the field of ferrous metallurgy, in particular to methods for producing ferroalloys.
В насто щее врем кремнистые ферросплавы выплавл ют в дуговых электропечах путем восстановлени окислов углеродистыми или кремнистыми восстановител ми.At present, siliceous ferroalloys are melted in electric arc furnaces by reducing oxides with carbonaceous or siliceous reducing agents.
Известен способ выплавки ферросилико- ванади из шихты, содержащей ванадиевый шлак, известь, кокс и плавиковый шпат,путем предварительного проплавлени в печи отходов, содержащих ванадий, совместно со смесью извести и ферросилици , вз тых в соотношении 1:(0,2-1,0) и в количестве 0,5-4,0 от веса отходов, выпуска шлака и последующего углевосстановительного процесса плавки шихты и довосстановлени шлака кремнистым сплавом ij.A known method of smelting ferrosiliconadium from a mixture containing vanadium slag, lime, coke and fluorspar by pre-melting in a furnace waste containing vanadium, together with a mixture of lime and ferrosilicon, taken in a ratio of 1: (0.2-1, 0) and in the amount of 0.5-4.0 by weight of the waste, slag production and the subsequent restoration of the smelting of the charge and the slag re-recovery with a siliceous alloy ij.
Недостатком такого способа вл етс низкое извлечение восстанавливаемых элементов из-за высокого содержани их в шлаке в вице окислов.The disadvantage of this method is the low recovery of recoverable elements due to their high content in the slag in vice oxides.
Целью изобретени вл етс снижение потерь восстанавливаемого элемента при выплавке кремнистых ферросплавов, включающей восстановление окислов углеродистыми и кремнистыми восстановител ми в присутствии флюсов, довосстановление шлака кремнистыми восстановител ми, выпуск 5 расплава из печи в ковш, выдержку в ковше и отделение металла от шлака.The aim of the invention is to reduce the loss of the recoverable element during the smelting of siliceous ferroalloys, including the reduction of oxides by carbonaceous and siliceous reducing agents in the presence of fluxes, the additional reduction of slag by siliceous reducing agents, the discharge of melt 5 from the furnace into the ladle, holding in the ladle and separating the metal from the slag.
Дл этого предлагаетс способ, по которому поверхность расплава переа довос- становлением покрывают смесью тугоплавк10 го материала и 2-6% восстановител , например шлаком производства силикокальци , в зтой в количестве 5-15 кг на 1 м поверхности расплава, и ввоц т в расплав после довосстановлени высшие окислы Железа и марганца в количестве 2-3% от массы расплава.To this end, a method is proposed whereby the melt surface is coated with a refractory material with a mixture of a refractory material and a 2-6% reducing agent, for example, silicocalc production slag, in an amount of 5-15 kg per 1 m of the melt surface, and introduced into the melt after The higher oxides of iron and manganese are reduced in the amount of 2–3% by weight of the melt.
В дуговой электропечи провод т восстановление окислов углеродистыми и кремнистыми восстановител ми в присутствииIn an electric arc furnace, oxides are reduced by carbon and siliceous reducing agents in the presence of
20 флюсов. Особенностью выплавки кремнисты ферросплавов на основе V , N Ъ , Z f . Х(/ вл етс необходимость использовани углеродистых восстановителей, благодар которым в процессе плавки образуютс огра-20 fluxes. A feature of the smelting of siliceous ferroalloys based on V, N b, Z f. X (/ is the need to use carbonaceous reducing agents, due to which, during the smelting process,
25 ниченно растворимые в карбиде железа тугоплавкие карбиды восстанавливаемых элементов , которые кристаллизуютс на поде печи и предохран ют его от разрушени .25 iron-soluble carbide refractory carbides of recoverable elements that crystallize on the hearth of the furnace and prevent it from breaking.
Восстановление только углеродистыми восстановител ми приводит к зарастанию пода печи и не позвол ет получить кондиционный металл. Поэтому в шихту ввод т также кремнистые восстановители, разрушающие карбиды за счет образовани с восстанавливаемым элементом более прочных силицидов.Recovery only with carbonaceous reducing agents leads to the overgrowth of the furnace hearth and does not allow obtaining a certified metal. Therefore, siliceous reducing agents are also introduced into the mixture, destroying carbides due to the formation of stronger silicides with the element being reduced.
В процессе восстановлени окислов углеродом образуютс пузырьки окиси углерода , которые в присутствии поверхностноактивных веществ, адсорбирующихс на поверхности раздела шлак - газ, например окислов железа, марганца, образуют слой устойчивой пены. Толщина такого сло может быть различной и даже превышать толщину сло расплава в печи. Роль сло пены дво ка : с одной стороны, она значительно снижает теплопотери и позвол ет держать посто нную нагрузку тока в печи, свою очередь, позвол ет осадить каппи металла в слое шлака, а с другой - тормозит процесс восстановлени , так как массоперенос в слое пены затруднен.In the process of carbon oxide reduction, carbon monoxide bubbles are formed, which in the presence of surfactants adsorbed on the slag-gas interface, such as iron and manganese oxides, form a layer of stable foam. The thickness of this layer may be different and even exceed the thickness of the melt layer in the furnace. The role of the foam layer is two: on the one hand, it significantly reduces heat loss and allows you to keep a constant current load in the furnace, in turn, allows you to precipitate kappi metal in the slag layer, and on the other, it slows down the recovery process, since the mass transfer in the layer Foam difficult.
После проплавлени кипение ванны прекращаетс , что свидетельствует о том, что Згглеродистые восстановители практически полностью прореагировали, и слой лены стабилизируетс . Шлак в это врем достаточно жидкоподвижен, так как содержит 5-8% окислов железа и марганца; капли металла в нем хорошо осаждаютс . Но потери восстанавливаемого элемента в виде окислов довольно велики, так как довосстановление практически не снижает их содержани в шлаковой пене.After melting, the boiling of the bath is stopped, which indicates that the zg-carbon reductants have almost completely reacted, and the layer of lena has stabilized. Slag at this time is quite fluid, as it contains 5-8% of iron and manganese oxides; metal drops in it are well deposited. But the losses of the recoverable element in the form of oxides are quite large, since the re-recovery practically does not reduce their content in the slag foam.
Дл увеличиени степени восстановлени окислов поверхность расплава перед довосстановлением покрывают смесью тугоплавкого материала и 2-6 % восстановител , вз той в количестве 5-15 кг на 1 м поверхности расплава. Назначение тугоплавкого материала - образование на поверхности шлаковой корки, преп тствую- шей окислению восстановител кислородом атк;осферы. С этой целью следует использовать тонкодисперсный тугоплавкий материал с удельной поверхностью выше 1000 . При этом необходимо, чтобы материал не тонул в шлаке и оставалс на поверхности расплава до полного проплавлени . В качестве такого тугоплавкого материала может быть использован, например, саморассыпающийс шлак производства CF гикокапъкгч., представл ющий в основном двухкальциевый силикат с температурой плавлени 2130°К. ШлаковыйTo increase the degree of reduction of oxides, the melt surface is covered with a mixture of refractory material and 2-6% of a reducing agent, taken in an amount of 5-15 kg per 1 m of the melt surface. The purpose of the refractory material is the formation of a slag crust on the surface, which prevents oxidation of the reducing agent by oxygen atk, osfera. For this purpose, fine refractory material should be used with a specific surface area above 1000. It is necessary that the material does not sink in the slag and remain on the surface of the melt until complete melting. As such a refractory material can be used, for example, self-sintering slag produced by CF gycocapsules, which is mainly dicalcium silicate with a melting point of 2130 ° K. Slag
порошок имеет удельную поверхность 1400-13ОО см /г, что соотйетствует средней крупности частиц 10-15 микронthe powder has a specific surface of 1400-13OO cm / g, which corresponds to an average particle size of 10-15 microns
и содержит 3-5% силикокальци , содержащего 8-10% Са, 55-65% Si .and contains 3-5% silicocalcium containing 8-10% Ca, 55-65% Si.
Пена при контакте с холодным тонкодисперсным материалом в результате резкого охлаждени частично разрушаетс иThe foam, when contacted with a cold fine material, is partially destroyed by sudden cooling and
оседает. На поверхности расплава образуетс преп тствующа окислению восстановител шлакова корка. По мере ее про- плавлени в реакцию с окислами пены вступает восстановитель. При этом из пены вы-settles. An anti-oxidation reducing slag crust forms on the surface of the melt. As it melts, a reducing agent enters into reaction with the oxides of the foam. In this case, from the foam you
вод тс стабилизирующие ее поверхностноактивные вещества, и она полностью разрушаетс . Ьаж.но, чтобы в результате взаимодействи шлака к вводимого материала не происходило газовыделение, так как вы-its surface-active substances are stabilized, and it is completely destroyed. It is important that as a result of the slag interaction to the input material, gas evolution does not occur, since
дел ющийс газ вновь образует пену, котора выходит на поверхность корки и з дальнейшем не разрушаетс .the flue gas again forms a foam, which comes to the surface of the crust and is not destroyed further.
После разрушени пецъг производ т довосстановление шлака вводом К1.емнистых восстановителей. Отсутствие пены поззо- л ет производить довосстановлевие окислов в шлаке до концентраций,, близких к равновесным . Количество вводимого кремни рассчитываетс из услови разрушени тугоплавких карбидов, образующихс за плавку . Изменение расхода кремнистых восстановителей позвол ет регулировать толщину сло карбидов на поде и состав получаемого металла.After destruction, the slag is made to re-slag re-entry by injecting dark-gray reducing agents. The absence of foam makes it possible to produce before the reduction of oxides in the slag to concentrations close to equilibrium. The amount of silicon added is calculated from the conditions for the destruction of refractory carbides formed during smelting. Changing the consumption of silicon reducing agents allows you to adjust the thickness of the carbides on the hearth and the composition of the metal produced.
Довос:;тановленный шлак содержит менее 2% окислов железа и марганца. Шлак становитс более тугоплавким и в зким и,Dovos:; manufactured slag contains less than 2% of iron and manganese oxides. Slag becomes more refractory and viscous and,
хот невосстановленных окислов содержит мало, в нем остаетс значительное количество не успевших осесть за врем выдержки металлических капель.Although there are few unreduced oxides, a significant amount of metal droplets that did not manage to settle during the exposure time remains.
Процесс довосстановленк шлака крем-The process of pre-recovery of slag cream
нистым восстановителем через 10-15 ми практически заканчиваетс . При этом используетс только часть кремни восстановител , а основна масса его попадает в металл, где происходит разрушение карбидов . Выдел ющийс при этом углерод Взаимодействует (непосредственно либо через карбид кремни ) с окислами шлака и образует пузырьки окиси углерода. Наиболее интенсивно процессы разрушени With a thin reducing agent, after 10-15 minutes, it almost ends. In this case, only part of the silicon of the reducing agent is used, and its main mass falls into the metal, where the destruction of the carbides occurs. The carbon released in this way interacts (directly or via silicon carbide) with slag oxides and forms carbon monoxide bubbles. The most intense destruction processes
карбидов и перехода ут. лерода в шлак про исход т через 10-2О мин после введени кремнистого восстановител . В этот период в расплав ввод т высшие окислы марганца , железа. По вление в шлаке поверхнос-carbides and transition ut. Lerod in the slag takes place 10-2 minutes after the introduction of the siliceous reducing agent. During this period, higher oxides of manganese and iron are introduced into the melt. Appearance in slag surface
тноактивных окислов способствует образо- ванию пены. Однако в пене теперь содержание восстанавливае: ых окислов мало. Введение в шлак окислов повышает жидкоподвижность шлака, а наличи пены снижает теплопотери в печи. Это позвол ет увеличить выдержку шлака в ковше и осадить капли металла. При высоких значени х краевых углов смачивани металла шлаком пена может способствовать потер м металла вследствие прилипани капель к аузырькам газа и флотации их в объеме расплава. Однако при отсутствии равновеси между кремнистым метал лом и шлаком, содержащим Fe, ЛЛт углы смачивани малы. Поэтому капли металла практически не флотируютс и оседают в металлическую ванну При введении в расплав окислов Р«, М п. система металл - шлак значительно отклон етс от равновеси . Это обусловливает частичный переход из металла в шлак VNb Z. г , которые вл ютс восстановител м по отношению к Ре, Мп . Поэтому вьшуск расплава из печи необходимо производить сразу после проплавлени вводимых окис- лов железа и марганца и спокойно, с небольшой высоты, чтобы предотвратить интенсивное перемешивание фаз. После выпуска расплав выдерживают в ковше в течение времени, необходимого дл осаждени мэталлических капель, и отдел ют сплав от илака. Полученный отвальный шлак имеет низкое содержание восстанавливаемых элементов как в виде окислов, так и в виде металлических капель. ЕСЛИ поверхность расплава перед довосстановлением покрывать легкоплавким материалом, то содержащийс в смеси восстановитель сгорает в атмосфере печи, что приводит к увеличению потерь восстанавливаемого элемента. При покрытии поверхности шлака смесь тугоплавкого материала с восстановителем в количестве, меньшем 5 кг на 1 м повер ности расплава, шлакова пена полностью не разрушаетс , что не позвол ет достаточно полно извлечь восстанавливаемый элемент. Количество задаваемой смеси регулируетс в зависимости от высоты сл пены. Как показали опыты, максимальное количество смеси, при котором пена разру шаетс полностью, составл ет 15 кг на 1 м поверхности расплава. Дальнейшее увеличение расхода излишне, так как приводит к увеличению теплопотерь и кратности шлака. При содержании в смеси восстановител 2 % по массе при вышеуказанных расходах смеси пена полностью не разрушает с . В этом случае дл ее полного разрушени требуетс увеличение количества задаваемого материала, что приводит к повышению теплопотерь в печи и кратности шлака. Содержание восстановител в смеси выше 6% по массе нецелесообразно, так как избыток восстановител сгорает в атмосфере печи. Введение в расплав окислов Ге,Мп в количестве, меньшем 2 % от массы расплава , не обеспечивает достаточной дл осаждени металлических капель жидкоподвижности шлака. Введение более 3 % окислов приводит к увеличению затрат электроэнертии на их проплавление и снижению качества выплавл емого металла за счет перехода в сплав большого количества е и . П р и м е р . На эл ктродуговой печи мош.ностью 3,5 Мва провели кампанию по выплвке ферросплава, содержащего V, S i Те, примеси Мн. и dr из шгжнетагильского ванадийсодержат:его конверторного шлака, извести, плавикового шпата, 65%ного ферросилици ; и кокса. В печи получили расплав из шихты, состо щей из 250С кг извести, 2500 кг ванадийсодержащего шлака, 1ОО кг кокса, 1ОО кг плавикового шпата и 250 кг 65%-ного ферросилици . В процессе проплавлени на поверхности расплава образовалс слой пены. Проплавлэние шихты вели до прекращени кипени ванны. При этом слой пены стабилизировалс и в дальнейи(ем не мен лс . Поверхность расплава равномерно покрыли 1ОО кг саморассыпаюшегос шлака производства силикокальци , представл ющего в основном двухкальциевый силикат и содержащего 3,8 % силикокальци в виде металлических корольков. Расход шлака на 1 м поверхности расплава составил 8,5 кг. При этом часть пены разрушилась, слой пены уменьшилс и на поверхности распла- ва образовалась шлакова корка. Через 2 мин после введени силикокальциевого шлака пена полностью разрушалась, и печь заработала на открытом дуговом режиме. Затем в расплав ввели 35О кг 65%ного ферросилици на довосстановление шлака . Через Ю мин после введени форросидики началось кипение ванны. Еще через 5 мин ввели 150 кг окиси желрза. В печи началось интенсивкое ценообразование. Через 3 мин после введени окиси железа расплав из печи выпустили в ковш. После 20-минутной выдержки шлак слили в лаковню, а металл разлили в изложницы. По этой технологии провели 5 плавок .inactive oxides promotes the formation of foam. However, in the foam now the content is restored: there are few oxides. The introduction of oxides into slag increases the liquid mobility of slag, and the presence of foam reduces heat loss in the furnace. This makes it possible to increase the exposure of the slag in the ladle and precipitate metal drops. At high values of the contact angle of metal wetting with slag, foam can contribute to metal loss due to sticking of drops to gas bubbles and their flotation in the volume of the melt. However, in the absence of equilibrium between siliceous metal and slag containing Fe, LLt, the wetting angles are small. Therefore, metal droplets are practically not floated and are deposited in a metal bath. When P, MF oxides are introduced into the melt, the metal – slag system deviates significantly from equilibrium. This causes a partial transition from metal to slag VNb Z. g, which are reducing agents with respect to Fe, Mn. Therefore, the melt should be released from the furnace immediately after melting of the injected iron and manganese oxides and quietly, from a small height, in order to prevent intensive mixing of the phases. After discharging, the melt is kept in the ladle for the time required for the deposition of the mattelic drops, and the alloy is separated from the sludge. The resulting waste slag has a low content of recoverable elements in the form of oxides, and in the form of metal droplets. If the surface of the melt is coated with a low-melting material before the reduction, then the reducing agent contained in the mixture burns in the furnace atmosphere, which leads to an increase in losses of the element to be restored. When the slag surface is coated with a mixture of a refractory material with a reducing agent in an amount less than 5 kg per 1 m of the melt surface, the slag foam does not completely collapse, which does not allow the element to be recovered fully enough. The amount of the mixture to be set is adjusted depending on the height of the foam layer. Experiments have shown that the maximum amount of the mixture in which the foam is completely destroyed is 15 kg per 1 m of the melt surface. A further increase in consumption is unnecessary, since it leads to an increase in heat loss and slag multiplicity. When the content in the mixture of the reducing agent is 2% by weight with the above-mentioned consumption of the mixture, the foam does not completely destroy c. In this case, for its complete destruction, an increase in the amount of the specified material is required, which leads to an increase in heat loss in the furnace and slag multiplicity. The content of the reducing agent in the mixture above 6% by weight is impractical, since an excess of the reducing agent burns in the furnace atmosphere. The introduction of Ge and Mn oxides into the melt in an amount less than 2% of the mass of the melt does not provide sufficient liquid slag liquid mobility to precipitate metal droplets. The introduction of more than 3% of oxides leads to an increase in the cost of electricity for their penetration and a decrease in the quality of the smelted metal due to the transition into the alloy of a large amount of e and. PRI me R. On an electric arc furnace with a capacity of 3.5 Mva, a campaign was carried out to produce ferroalloy containing V, S i Te, impurities Mn. and dr from Shgnetagilsky vanadium containing: its converter slag, lime, fluorspar, 65% ferrosilicon; and coke. In the furnace, a melt was obtained from a mixture consisting of 250С kg of lime, 2500 kg of vanadium-containing slag, 1OO kg of coke, 1OO kg of fluorspar and 250 kg of 65% ferrosilicon. In the process of melting, a layer of foam was formed on the surface of the melt. The melting of the charge led to the termination of the boiling bath. At the same time, the foam layer was stabilized and subsequently (it did not change. The melt surface evenly covered 1OO kg of self-dispersed slag of silicocalcium production, which is mainly dicalcium silicate and containing 3.8% silicocalcium in the form of metal korolkov. was 8.5 kg. At the same time, part of the foam collapsed, the foam layer was reduced, and a slag crust formed on the melt surface. 2 minutes after the introduction of the silicocalcium slag, the foam was completely destroyed, and the furnace started working and in the open arc mode. Then, 35 O kg of 65% ferrosilicon was added to the melt to further reduce the slag. Within 10 minutes after the introduction of the forrosidica, the bath began to boil. After another 5 minutes, 150 kg of gallstone oxide were introduced. the introduction of iron oxide melt from the furnace was released into the ladle. After a 20-minute exposure, the slag was poured into a lacquer, and the metal was poured into a mold.This technology spent 5 heats.
Содержакке п тиокиси ванаци в шпаках этой кампании составило 0,,5%.The content of Vanosi pentoxide in the skins of this campaign was 0, 5%.
На контрольных Ю плавках по обычной технологии: без покрыти шлакового расплава шлаком производства сипикокальци до восстановлени и введени в расплав окиси железа после повосстановлени - содержание п тиокиси ванади в отвальных шлаках составило 0,86-1,12%.In the control smelters, according to the usual technology: without slag melt coating with the production of Sipikokaltsi before reduction and introduction of iron oxide into the melt after recovery, the content of vanadium pentoxide in the dump slags was 0.86-1.12%.
Ко кчество металлических включений в шлаках, полученных по обычному и предлагаемому способу, находитс в пределах 0,65-0,72 %.The quality of metallic inclusions in slags obtained by the usual and proposed method is in the range of 0.65-0.72%.
Полученный по новой технологии сплав полностью отвечает существукшим стандартам на ферросиликованадий марок ЖВдК-1, ЖВдК-2.The alloy obtained according to the new technology fully meets the existing standards for ferrosiliconadium of ZhVdK-1 and ZhVdK-2 grades.
Claims (2)
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU2173631A SU557119A1 (en) | 1975-09-15 | 1975-09-15 | Method of smelting siliceous ferroalloys |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
SU2173631A SU557119A1 (en) | 1975-09-15 | 1975-09-15 | Method of smelting siliceous ferroalloys |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
SU557119A1 true SU557119A1 (en) | 1977-05-05 |
Family
ID=20632154
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
SU2173631A SU557119A1 (en) | 1975-09-15 | 1975-09-15 | Method of smelting siliceous ferroalloys |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
SU (1) | SU557119A1 (en) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
GR1004196B (en) * | 2001-10-23 | 2003-03-31 | Νικολαος Δημητριου Αγγελης | Pyrometallurgical method of production of a special type of cast iron and its conversion to special types of steel from slag rich in iron that derives from the pyrometallurgical processing of laterites |
-
1975
- 1975-09-15 SU SU2173631A patent/SU557119A1/en active
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
GR1004196B (en) * | 2001-10-23 | 2003-03-31 | Νικολαος Δημητριου Αγγελης | Pyrometallurgical method of production of a special type of cast iron and its conversion to special types of steel from slag rich in iron that derives from the pyrometallurgical processing of laterites |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
US4363657A (en) | Process for obtaining manganese- and silicon-based alloys by silico-thermal means in a ladle | |
US3615348A (en) | Stainless steel melting practice | |
SU557119A1 (en) | Method of smelting siliceous ferroalloys | |
US3897244A (en) | Method for refining iron-base metal | |
RU2633678C1 (en) | Method for producing vanadium-manganese-silicon master alloy | |
CA1321075C (en) | Additive for promoting slag formation in steel refining ladle | |
US4256487A (en) | Process for producing vanadium-containing alloys | |
US2760859A (en) | Metallurgical flux compositions | |
RU2201467C2 (en) | Method of production of vanadium-containing ferroalloy | |
US2350725A (en) | Process for recovering metals from steel slags | |
RU2082785C1 (en) | Process for recovery of metal from slag resulting from foundry ferrosilicon chrome | |
US2855289A (en) | Fluidizing slags of open hearth and electric furnace steel making processes using eutectic mixture | |
SU1148885A1 (en) | Method of melting metallic manganese | |
KR100224635B1 (en) | Slag deoxidation material for high purity steel making | |
RU2201991C2 (en) | Method of production of zirconium alloying composition | |
SU897882A1 (en) | Method of producing low-carbon ferromanganese | |
US3556774A (en) | Process for the reduction of molten iron ore | |
JPS5934767B2 (en) | Method for removing impurities from metals or alloys | |
US1086489A (en) | Treating steel in electric furnaces with basic hearths. | |
RU2150523C1 (en) | Method of aluminothermic refining of dust-like zinc dross fraction | |
SU1381187A1 (en) | Method of concentrating vanadium slurry | |
RU1770435C (en) | Method of alloys melting with vanadium | |
US1449319A (en) | Process of melting and deoxidizing steel | |
US3300302A (en) | Process for the production of extra low carbon stainless steel | |
US2345222A (en) | Production of steel |