UA30516U - Out-of-furnace aluminothermic method for obtaining of ferrovanadium - Google Patents
Out-of-furnace aluminothermic method for obtaining of ferrovanadium Download PDFInfo
- Publication number
- UA30516U UA30516U UAU200713055U UAU200713055U UA30516U UA 30516 U UA30516 U UA 30516U UA U200713055 U UAU200713055 U UA U200713055U UA U200713055 U UAU200713055 U UA U200713055U UA 30516 U UA30516 U UA 30516U
- Authority
- UA
- Ukraine
- Prior art keywords
- charge
- vanadium
- reducing agent
- containing material
- melting
- Prior art date
Links
- 238000000034 method Methods 0.000 title claims abstract description 20
- 229910000628 Ferrovanadium Inorganic materials 0.000 title claims abstract description 12
- PNXOJQQRXBVKEX-UHFFFAOYSA-N iron vanadium Chemical compound [V].[Fe] PNXOJQQRXBVKEX-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims abstract description 11
- 229910052720 vanadium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 36
- LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N vanadium atom Chemical compound [V] LEONUFNNVUYDNQ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 36
- 239000003638 chemical reducing agent Substances 0.000 claims abstract description 23
- XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N aluminium Chemical compound [Al] XAGFODPZIPBFFR-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 20
- 229910052782 aluminium Inorganic materials 0.000 claims abstract description 18
- 239000000203 mixture Substances 0.000 claims abstract description 13
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 12
- 229910045601 alloy Inorganic materials 0.000 claims abstract description 7
- 239000000956 alloy Substances 0.000 claims abstract description 7
- 239000012535 impurity Substances 0.000 claims abstract description 6
- 238000002844 melting Methods 0.000 claims description 24
- 230000008018 melting Effects 0.000 claims description 24
- 238000011084 recovery Methods 0.000 claims description 7
- 238000007670 refining Methods 0.000 claims description 7
- 239000000155 melt Substances 0.000 claims description 4
- 238000002360 preparation method Methods 0.000 claims description 2
- 238000012876 topography Methods 0.000 claims 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 abstract description 7
- 230000004907 flux Effects 0.000 abstract description 6
- 239000000843 powder Substances 0.000 abstract description 2
- 239000004411 aluminium Substances 0.000 abstract 3
- GNTDGMZSJNCJKK-UHFFFAOYSA-N divanadium pentaoxide Chemical compound O=[V](=O)O[V](=O)=O GNTDGMZSJNCJKK-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 18
- 239000002893 slag Substances 0.000 description 11
- 238000000605 extraction Methods 0.000 description 9
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 7
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 7
- 238000006722 reduction reaction Methods 0.000 description 7
- 238000005272 metallurgy Methods 0.000 description 4
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 4
- 229910052593 corundum Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000010431 corundum Substances 0.000 description 3
- 229910001021 Ferroalloy Inorganic materials 0.000 description 2
- XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N Iron Chemical compound [Fe] XEEYBQQBJWHFJM-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000006243 chemical reaction Methods 0.000 description 2
- 238000001816 cooling Methods 0.000 description 2
- 238000009826 distribution Methods 0.000 description 2
- UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N iron oxide Inorganic materials [Fe]=O UQSXHKLRYXJYBZ-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 235000013980 iron oxide Nutrition 0.000 description 2
- VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N iron(2+);oxygen(2-) Chemical class [O-2].[Fe+2] VBMVTYDPPZVILR-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000010309 melting process Methods 0.000 description 2
- 239000007800 oxidant agent Substances 0.000 description 2
- XHCLAFWTIXFWPH-UHFFFAOYSA-N [O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[V+5].[V+5] Chemical class [O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[O-2].[V+5].[V+5] XHCLAFWTIXFWPH-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 239000011324 bead Substances 0.000 description 1
- 230000007423 decrease Effects 0.000 description 1
- 230000008021 deposition Effects 0.000 description 1
- 238000010891 electric arc Methods 0.000 description 1
- 230000005611 electricity Effects 0.000 description 1
- 238000005265 energy consumption Methods 0.000 description 1
- 229910052742 iron Inorganic materials 0.000 description 1
- 230000002427 irreversible effect Effects 0.000 description 1
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 1
- 238000005192 partition Methods 0.000 description 1
- 230000007704 transition Effects 0.000 description 1
- 229910001935 vanadium oxide Inorganic materials 0.000 description 1
Abstract
Description
Опис винаходуDescription of the invention
Корисна модель відноситься до області металургії, а саме до виробництва феросплавів алюмінотермічним 2 способом.The useful model refers to the field of metallurgy, namely to the production of ferroalloys by the aluminothermic 2 method.
Відновлення ванадію алюмінієм алюмінотермічним способом здійснюється по реакції:The reduction of vanadium with aluminum by the aluminothermic method is carried out according to the reaction:
Реакція відновлення проходить із великим виділенням тепла, і процес виплавки ферованадію може бути здійснений без додаткового підведення енергії.The reduction reaction takes place with a large release of heat, and the ferrovanadium smelting process can be carried out without additional input of energy.
Відомо два способи алюмінотермічної плавки ферованадію: позапічний та електропічний. При позапічній плавці (1), найбільш простої в апаратурному оформленні, всі шихтові матеріали подрібнюються, ретельно перемішуються в змішувачі й засипаються в плавильний агрегат. Алюміній задається в шихту в кількості 100-10295 від стехіометричне необхідного для відновлення оксидів ванадію. Шихта запалюється верхнім запалом. Після проплавлення та охолодження плавильний агрегат розбирається, і металевий злиток відокремлюють від корундових шлаків. Витяг ванадію в злиток становить 90-92905, вміст алюмінію у ферованадії 2,5-495, а вміст ванадію у відвальних корундових шлаках 2-495. Недоліком цього способу є низький витяг ванадію в готовий продукт.Two methods of aluminothermic melting of ferrovanadium are known: out-of-furnace and electric furnace. In the case of out-of-furnace melting (1), the simplest in terms of equipment design, all charge materials are crushed, thoroughly mixed in a mixer and poured into the melting unit. Aluminum is added to the charge in the amount of 100-10295 of the stoichiometric required for the reduction of vanadium oxides. The charge is ignited by the upper igniter. After melting and cooling, the melting unit is disassembled, and the metal ingot is separated from the corundum slag. The extraction of vanadium in the ingot is 90-92905, the aluminum content in ferrovanadium is 2.5-495, and the vanadium content in waste corundum slag is 2-495. The disadvantage of this method is the low extraction of vanadium into the finished product.
З метою зниження ванадію в відвальних шлаках і підвищення його витягу в сплав застосовується двостадійний електропічний спосіб плавки |2). При цьому способі плавки шихту готовлять аналогічно (1), але з надлишком алюмінію від стехіометрії 125-13090.In order to reduce vanadium in waste slags and increase its extraction into the alloy, a two-stage electric furnace melting method is used |2). With this method of melting, the charge is prepared similarly to (1), but with an excess of aluminum from the stoichiometry of 125-13090.
Шихта проплавляється у ванні дугової електропечі при піднятих електродах. Завдяки надлишковій кількості не) відновлювача ванадій швидко й практично повністю відновлюється й переходить у розплав металу. По закінченню процесу проплавлення шихти опускають електроди, включають електропіч і прогрівають шлак, що сприяє осадженню корольків сплаву. Після зливу відвального шлаку, який містить менш 1905 ванадію, на (Се) дзеркало розплаву задають порцію пентаоксиду ванадію, яка рафінує сплав від надлишку алюмінію. Знов утворений шлак з високим вмістом ванадію використовують в шихті наступної плавки. По цьому способі витяг - ванадію досягає 9595. Недоліком електропічного способу є велика витрата електроенергії й необхідність юю створення електропічного переділу.The charge is melted in the bath of the electric arc furnace with the electrodes raised. Due to the excess amount of non-reducing agent, vanadium is quickly and almost completely reduced and passes into the molten metal. At the end of the charge melting process, the electrodes are lowered, the electric furnace is turned on and the slag is heated, which contributes to the deposition of alloy beads. After draining the waste slag, which contains less than 1905 vanadium, a portion of vanadium pentoxide is applied to the (Ce) melt mirror, which refines the alloy from excess aluminum. The newly formed slag with a high content of vanadium is used in the charge of the next melting. According to this method, the extraction of vanadium reaches 9595. The disadvantage of the electro-furnace method is the high consumption of electricity and the need to create an electro-furnace partition.
Розроблено вдосконалений спосіб позапічної плавки |З), взято за прототип, який забезпечує високий витяг і- ванадію, не менш 9595, без додаткового підведення енергії ззовні. При цьому способі шихта готується аналогічно со 11. Відновлювач задається в шихту в кількості 117-595 від стехіометричне необхідної кількості для відновлення ванадію. Крім шихти на плавку вводиться рафінувальна суміш, що складається з окислів заліза та флюсів, яка завантажується на подину плавильного агрегату. Завдяки надлишковій кількості відновлювана в шихті пентаоксид ванадію достатньо повно відновлюється й переходить у металевий розплав. «An improved method of out-of-bake melting |Z) has been developed, taken as a prototype, which provides a high extraction of vanadium, at least 9595, without additional input of energy from the outside. In this method, the charge is prepared similarly to step 11. The reductant is added to the charge in the amount of 117-595 of the stoichiometric amount required for the reduction of vanadium. In addition to the charge, a refining mixture consisting of iron oxides and fluxes is introduced into the smelter, which is loaded onto the bottom of the smelter. Thanks to the excess amount of vanadium pentoxide, which is reduced in the charge, it is sufficiently completely reduced and turns into the metal melt. "
При розплавлюванні рафінувальної суміші відбувається окислювання алюмінію до оксиду, який переходить у -Щ с шлак. Окислювач у рафінувальну суміш задається в кількості необхідній для видалення алюмінію до норм а застережених кількісним вимогам по ферованадію. Виплавка ферованадію по цьому способу забезпечує витяг ,» ванадію в готовий продукт 95-95,5905.When melting the refining mixture, aluminum is oxidized to oxide, which turns into -Щ with slag. The oxidizing agent is added to the refining mixture in the amount necessary to remove aluminum to the standards stipulated by the quantitative requirements for ferrovanadium. Smelting of ferrovanadium by this method ensures the extraction of vanadium into a finished product of 95-95.5905.
Недоліком цього способу є безповоротна втрата ванадію із відвальними шлаками, а також підвищення витрат алюмінію, який дорого коштує. з В основу корисної моделі поставлена задача зниження витрат відновлювача та підвищення витягу ванадію у ферованадій і проведення процесу плавки тільки за рахунок тепла екзотермічних реакцій. іш Поставлена задача вирішується тим, що в позапічному алюмінотермічному способі виплавки ферованадію, с який включає підготовку шихти із введенням у неї відновлювача - фероалюмінієвого сплаву, порошку алюмінію або їхньої суміші в кількості 117-595 від стехіометрично необхідного для відновлення ванадію з його окислів з - наступним видаленням надлишку алюмінію з розплаву за допомогою рафінувальної суміші, яка задається на о подину плавильного агрегату, згідно з корисною моделлю відновлювач і ванадійвмістний матеріал у шихті розподіляють диференційовано, двома самостійними частинами шихти, причому у верхню частину шихти вводять 85-9595 ванадійвмістного матеріалу призначеного для проплавлення, весь відновлювач, який створює надлишок алюмінію 130-595 від стехіометричне необхідного для відновлення ванадію, і флюсуючи домішки, а в с нижню частину шихти вводять залишок 5-1595 ванадійвмістного матеріалу та флюсуючи домішки.The disadvantage of this method is the irreversible loss of vanadium with waste slag, as well as an increase in the cost of aluminum, which is expensive. z The useful model is based on the task of reducing reductant costs and increasing the extraction of vanadium into ferrovanadium and carrying out the melting process only due to the heat of exothermic reactions. The problem is solved by the fact that in the out-of-furnace aluminothermic method of ferrovanadium smelting, which includes the preparation of a charge with the introduction of a reducing agent into it - ferroaluminum alloy, aluminum powder or their mixture in the amount of 117-595 of the stoichiometrically necessary for the recovery of vanadium from its oxides with - the following by removing excess aluminum from the melt with the help of a refining mixture, which is set at the bottom of the melting unit, according to a useful model, the reducing agent and the vanadium-containing material in the charge are distributed differentially, in two independent parts of the charge, and 85-9595 of the vanadium-containing material intended for smelting is introduced into the upper part of the charge , the entire reducer, which creates an excess of aluminum 130-595 from the stoichiometric required for the reduction of vanadium, and fluxing impurities, and in the lower part of the charge, the remaining 5-1595 of vanadium-containing material and fluxing impurities are introduced.
Шихта на плавку готується із двох частин. Перша частина складається із суміші пентаоксиду ванадію в кількості 10--595 від всієї кількості пентаоксида, який задається на плавку та флюсуючи матеріали.The batch for melting is prepared in two parts. The first part consists of a mixture of vanadium pentoxide in the amount of 10--595 of the total amount of pentoxide, which is applied to the melting and fluxing materials.
Друга частина шихти складається із суміші пентаоксиду ванадію в кількості 90 -5905, всієї кількості 60 відновлювача, який задається на плавку та флюсуючи матеріали.The second part of the charge consists of a mixture of vanadium pentoxide in the amount of 90 -5905, the entire amount of 60 reducing agent, which is applied to the melting and fluxing materials.
Завантаження шихти у плавильний агрегат проводять у наступному порядку. На подину плавильного агрегату засипають рафінувальну суміш, яка складається з окислів заліза та флюсів, поверх неї перша частина шихти, що складається з пентаоксиду ванадію та флюсів, а потім завантажують другу частину шихти, яка складається з пентаоксиду ванадію, відновлювача та флюсів. Шихта запалюється верхнім запалом. При плавки бо верхньої частини шихти, де надлишок відновлювача становить 130-595 від стехіометричне необхідного для відновлення пентаоксиду ванадію, який знаходиться в цьому об'ємі шихти, реакція відновлення (1) повністю зміщається вправо і ванадій максимально переходить у метал.Loading the charge into the melting unit is carried out in the following order. A refining mixture consisting of iron oxides and fluxes is poured onto the bottom of the melting unit, the first part of the charge consisting of vanadium pentoxide and fluxes is poured on top of it, and then the second part of the charge consisting of vanadium pentoxide, reducing agent and fluxes is loaded. The charge is ignited by the upper igniter. When melting the upper part of the charge, where the excess of reducing agent is 130-595 of the stoichiometric required for the reduction of vanadium pentoxide, which is in this volume of the charge, the reduction reaction (1) is completely shifted to the right and vanadium is maximally transferred to the metal.
У нижній частині шихти, в якої відсутній відновлював, створюються умови для максимального відновлення ванадію за рахунок того, що металевий розплав, отриманий під час плавки верхньої частини шихти яка містить надлишок відновлювача, що в кількісному відношенні становить 250-30095 від стехіометричне необхідної кількості для відновлення ванадію, який знаходиться у нижній частині шихти.In the lower part of the charge, in which there is no reducing agent, conditions are created for the maximum recovery of vanadium due to the fact that the metal melt obtained during the melting of the upper part of the charge, which contains an excess of reducing agent, which in quantitative terms is 250-30095 of the stoichiometric amount required for recovery vanadium, which is located in the lower part of the charge.
Після закінчення плавки та охолодження плавильний агрегат розбирається, і металевий злиток відокремлюють від корундового шлаку. 70 Істотними загальними ознаками запропонованої корисної моделі та прототипу є: - у шихту вводять відновлювач у кількості 117 4595 ваги, від стехіометричне необхідного для відновлення ванадію; - для наступного видалення невитраченого в процесі відновлення алюмінію на подину плавильного агрегату вводиться окислювач у вигляді рафінувальної суміші; - все необхідне на плавку залізо вводять у вигляді фероалюмінієвого сплаву.After melting and cooling, the melting unit is disassembled, and the metal ingot is separated from the corundum slag. 70 The essential common features of the proposed useful model and prototype are: - a reducing agent is introduced into the charge in the amount of 117 4595 weight, from the stoichiometric required for the recovery of vanadium; - for the subsequent removal of aluminum not spent in the recovery process, an oxidizing agent in the form of a refining mixture is introduced to the bottom of the melting unit; - all the iron required for smelting is introduced in the form of a ferroaluminum alloy.
Істотними відмінними ознаками є: - диференційований розподіл відновлювача в шихті, за рахунок розподілу шихти на дві частини в співвідношенні по масі пентаоксиду ванадію 5-1595 й 859595, при цьому весь відновлювач, вводять в другу (верхню) частину шихти.Significant distinguishing features are: - differentiated distribution of the reducing agent in the charge due to the division of the charge into two parts in the weight ratio of vanadium pentoxide 5-1595 and 859595, while all the reducing agent is introduced into the second (upper) part of the charge.
Між істотними ознаками й технічним результатом - диференційованим розподілом відновлювача в об'ємі шихти і підвищенням витягу ванадію існує причинно-наслідковий зв'язок, який проявляється у наступному: - за рахунок виведення всієї кількості відновлювача у верхню частину шихти при плавке у всіх шарах розплаву, від верхнього до нижнього, зберігається великий надлишок відновлювача по відношенню к ванадію, при цьому рівноважна концентрація пентаоксиду ванадію в шлаковому розплаві знижується, а перехід ванадію в металевий розплав збільшується.There is a cause-and-effect relationship between the essential features and the technical result - the differentiated distribution of the reducing agent in the volume of the charge and the increase in the extraction of vanadium, which is manifested in the following: - due to the removal of the entire amount of the reducing agent in the upper part of the charge during melting in all layers of the melt, from top to bottom, there is a large excess of reducing agent in relation to vanadium, while the equilibrium concentration of vanadium pentoxide in the slag melt decreases, and the transition of vanadium into the metal melt increases.
По запропонованому способу було зроблено 41 плавка результати, яких наведені в таблиці 1. ЗAccording to the proposed method, 41 melts were made, the results of which are shown in Table 1. Z
Виплавка ферованадію по запропонованому способі дозволить підвищити на 0,5-195 витяг ванадію в готовий продукт позапічним способом і без додаткових енерговитрат.Smelting of ferrovanadium according to the proposed method will allow to increase the extraction of vanadium into the finished product by 0.5-195% without additional energy consumption.
Використа література: (Те) 1 Лякишев Н.П., Плинер Ю.Л. Алюмінотермія, М, "Металургія", 1978, Зв4стор. 2. Дуррер Р., Фолькерт Г.. Металургія феросплавів, переклад з німецького, М. "Металургія", 197бр. 48Остор. --Used literature: (Te) 1 Lyakishev N.P., Plyner Yu.L. Aluminothermy, M, "Metallurgy", 1978, Zv4p. 2. Durrer R., Volkert G.. Metallurgy of ferroalloys, translated from German, M. "Metallurgy", 197br. 48 Page --
З. Патент України Мо26273 ююZ. Patent of Ukraine Mo26273 Yuyu
Фо зв с усмас.Fo zv s usmas.
Шдненнет нити ння ТК лігатури(вміст. 70,695АЇ) на (порошку, кг алюмінію на плавку, кгіалюмінію от стехіометрії, 95 шлаку |М « плавку, кг г Г1111поуюмоююю 101101 нов! с с ям мя вгямлволо вв, ; ПО ПОН НОЯ НО ти НО М НОЯ ОН 00117052 везляровов щі со о 11111111 запропонованим способом опозамежізначння./:.//://|111 п - 7 27778770» |7777111а111771111111лов Бівілі ов боShdnennet threads of TC ligatures (content. 70.695АЙ) on (powder, kg of aluminum per melt, kg of aluminum from stoichiometry, 95 slag |M « melt, kg g G1111pouyumoyuyuyu 101101 new! s s yam mia vgyamlvolo vv, MON NOV NO ti NO M NOYA ON 00117052 Vezlyarovov shchi so o 11111111 by the proposed method of re-interpretation./:.//://|111 p - 7 27778770» |7777111a111771111111lov Bivili ov bo
Claims (1)
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| UAU200713055U UA30516U (en) | 2007-11-26 | 2007-11-26 | Out-of-furnace aluminothermic method for obtaining of ferrovanadium |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| UAU200713055U UA30516U (en) | 2007-11-26 | 2007-11-26 | Out-of-furnace aluminothermic method for obtaining of ferrovanadium |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| UA30516U true UA30516U (en) | 2008-02-25 |
Family
ID=39818103
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| UAU200713055U UA30516U (en) | 2007-11-26 | 2007-11-26 | Out-of-furnace aluminothermic method for obtaining of ferrovanadium |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| UA (1) | UA30516U (en) |
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2733772C1 (en) * | 2017-06-13 | 2020-10-06 | Нортистерн Юниверсити | Method of making ferrovanadium alloys based on aluminothermic self-propagating gradient reduction and slag refining |
-
2007
- 2007-11-26 UA UAU200713055U patent/UA30516U/en unknown
Cited By (1)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| RU2733772C1 (en) * | 2017-06-13 | 2020-10-06 | Нортистерн Юниверсити | Method of making ferrovanadium alloys based on aluminothermic self-propagating gradient reduction and slag refining |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN100475987C (en) | Process and apparatus for recovery of non-ferrous metals from zinc residues | |
| CN101838718A (en) | Medium frequency furnace internal dephosphorization and desulfurization smelting process | |
| CN109844145B (en) | Method for producing PGM-rich alloys | |
| CN102534271A (en) | Production method of vanadium-aluminum alloy | |
| CN103045928A (en) | Method for producing ferrovanadium by aluminothermic process | |
| CN107099696A (en) | The method for preparing ferro-titanium with wash heat refining is reduced based on aluminothermy self- propagating gradient | |
| JP6230531B2 (en) | Method for producing metallic chromium | |
| CN101709384A (en) | Novel slag system for improving quality of electroslag remelted steel ingots | |
| UA77584C2 (en) | Highly titanium ferroalloy, which is obtained by two-stage reduction in the electrical furnace from ilmenite | |
| CN105603257A (en) | Production method of high-quality ferrotitanium | |
| EP4092148A1 (en) | Manganese aluminum alloy and preparation method therefor | |
| WO2013029119A1 (en) | Production of ferrotitanium by aluminothermic reduction | |
| UA30516U (en) | Out-of-furnace aluminothermic method for obtaining of ferrovanadium | |
| UA77117C2 (en) | Method for producing highly titanium ferroalloy of ilmenite by two stage electric furnace melting | |
| JPH01136924A (en) | Continuous melting of steel | |
| CN102605182B (en) | External method for production of 70# ferrotitanium with high titanium | |
| RU2719828C1 (en) | Charge and electric furnace method of producing ferroboron with its use | |
| RU2608936C2 (en) | Mixture and method for aluminothermic production of ferrotitanium using same | |
| Sokolov et al. | Aluminothermic studies of a liquid partial reduced ilmenite | |
| RU2521930C1 (en) | Charge and method for electric-furnace aluminothermic production of ferroboron using it | |
| RU2201467C2 (en) | Method of production of vanadium-containing ferroalloy | |
| RU2374349C1 (en) | Method of smelting of vanadium-bearing alloys | |
| CN105838969B (en) | The method that remelting process produces ferrotianium | |
| Eissa et al. | The aluminothermic production of extra low carbón ferrochromium from low grade chromite ore | |
| RU2549820C1 (en) | Method for aluminothermic obtainment of ferroalloys |