Deprecated: The each() function is deprecated. This message will be suppressed on further calls in /home/zhenxiangba/zhenxiangba.com/public_html/phproxy-improved-master/index.php on line 456
JPS6154098B2 - - Google Patents
[go: Go Back, main page]

JPS6154098B2 - - Google Patents

Info

Publication number
JPS6154098B2
JPS6154098B2 JP18261382A JP18261382A JPS6154098B2 JP S6154098 B2 JPS6154098 B2 JP S6154098B2 JP 18261382 A JP18261382 A JP 18261382A JP 18261382 A JP18261382 A JP 18261382A JP S6154098 B2 JPS6154098 B2 JP S6154098B2
Authority
JP
Japan
Prior art keywords
silicon
aluminum
furnace
alloy
carbon
Prior art date
Legal status (The legal status 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 status listed.)
Expired
Application number
JP18261382A
Other languages
Japanese (ja)
Other versions
JPS5970733A (en
Inventor
Masao Onozawa
Current Assignee (The listed assignees may be inaccurate. Google has not performed a legal analysis and makes no representation or warranty as to the accuracy of the list.)
Nippon Steel Corp
Original Assignee
Nippon Steel Corp
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 Nippon Steel Corp filed Critical Nippon Steel Corp
Priority to JP18261382A priority Critical patent/JPS5970733A/en
Publication of JPS5970733A publication Critical patent/JPS5970733A/en
Publication of JPS6154098B2 publication Critical patent/JPS6154098B2/ja
Granted legal-status Critical Current

Links

Landscapes

  • Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
  • Silicon Compounds (AREA)

Description

【発明の詳細な説明】 本発明は酸素との親和力が高い珪素またはアル
ミニウムもしくはその合金を製造するために、そ
の中間素材として珪素またはアルミニウムの少な
くとも一方を含む合金を、シヤフト炉で、主とし
て炭素の燃焼熱により炭素で還元して製造する方
法に関する。
DETAILED DESCRIPTION OF THE INVENTION In order to produce silicon or aluminum, or an alloy thereof, which has a high affinity for oxygen, the present invention processes an alloy containing at least one of silicon or aluminum as an intermediate material in a shaft furnace. It relates to a method of manufacturing by reducing with carbon using combustion heat.

元素の酸素に対する親和力を、実用金属で活性
の高い方から並べるとマグネシウム、アルミニウ
ム、チタン、珪素、マンガン、クロム、亜鉛、鉄
……という順になる。シヤフト炉によつて、これ
らの金属のうちの亜鉛、鉄は製造されており、
又、外国ではマンガン、クロムの高濃度のフエロ
アロイが製造されており、さらに珪素は30%まで
のフエロアロイとしては製造しうることは知られ
ている。
The affinity of elements for oxygen in practical metals in descending order of activity is magnesium, aluminum, titanium, silicon, manganese, chromium, zinc, iron, etc. Among these metals, zinc and iron are manufactured using shaft furnaces.
Furthermore, it is known that ferroalloys with high concentrations of manganese and chromium are manufactured in foreign countries, and that ferroalloys containing up to 30% silicon can be manufactured.

本発明方法は珪素またはアルミニウムを高濃度
に含む合金をシヤフト炉により、熱的炭素還元で
製造することを目的とした研究から出発し到達し
たものである。
The method of the present invention was developed based on research aimed at producing an alloy containing a high concentration of silicon or aluminum by thermal carbon reduction in a shaft furnace.

この研究において先づこれらの純金属をシヤフ
ト炉で製造することはほとんど不可能であり、合
金としてもたとえば鉄合金として珪素、アルミニ
ウムとも50%以上の合金を周知方法によつて得る
ことはむづかしいことが分つた。そこでこのよう
な合金からアルミニウム、珪素を濃縮することと
した。この濃縮方法としては既知のものもあり、
後記の実施例で示す新たな方法もあるが、どの方
法を用いるにしても珪素、アルミニウムを多く含
む合金を製造することと、設備が小さく、プロセ
スの熱効率がよいシヤフト炉で該合金を製造する
ことが、工場生産としては必須の条件となる。本
発明はこの条件を満すものである。
In this research, it is almost impossible to produce these pure metals in a shaft furnace, and it is difficult to obtain an alloy containing more than 50% silicon and aluminum using a well-known method, such as an iron alloy. I understood. Therefore, we decided to concentrate aluminum and silicon from such an alloy. There are some known methods for this concentration.
There are new methods shown in examples below, but whichever method is used, it is important to produce an alloy containing a large amount of silicon and aluminum, and to produce the alloy in a shaft furnace with small equipment and high thermal efficiency of the process. This is an essential condition for factory production. The present invention satisfies this condition.

なお従来方法の説明に使用した場合を除き本文
中でシヤフト炉とは固体装入物が移動充填層を形
成しここに燃焼支持ガスを送入し燃料の燃焼熱に
より、物理的、化学的変化を起させるプロセスが
主たる部分を形成する縦型炉と定義する。それ故
たとえば構造的に珪素やフエロシリコンを製造す
る電気炉に、酸素含有ガス吹込羽口を設けこれに
よる燃焼熱で反応に必要な過半の熱量を供給する
場合はこの定義に含まれる。
Unless used to explain conventional methods, the term "shaft furnace" in the text refers to a solid charge that forms a moving packed bed, into which combustion supporting gas is introduced, and the combustion heat of the fuel causes physical and chemical changes. It is defined as a vertical furnace in which the main part is the process that causes Therefore, for example, if an electric furnace for producing silicon or ferrosilicon is equipped with an oxygen-containing gas injection tuyere and the resulting combustion heat supplies the majority of the heat required for the reaction, it is included in this definition.

ところで、よく知られているようにシヤフト炉
の代表格である製鉄溶鉱炉は鉄鉱石に炭素の固ま
りであるコークスを混じて炉に装入し、炉下部か
ら空気を送りこみコークスの酸素による燃焼熱に
より鉄鉱石を還元に必要な温度まで加熱して一酸
化炭素ガスおよび炭素で還元して鉄とし、また高
温により溶解して銑鉄溶湯とする。炭素は還元作
用をするに必要な温度にまで上昇すればすべての
金属元素をその酸化物から還元できるから、空気
の予熱温度を上げたり又は、酸素を空気に添加し
て燃焼温度を上げれば、鉄より活性な元素もシヤ
フト炉で還元できる筈であるが、クロムより酸素
に対して活性な前記の諸元素は一酸化炭素では還
元されないし、また活性度が高まるにつれ炭素に
よる還元温度が高まり、例えば鉄では約700℃で
あるがクロムでは約1200℃、珪素では約1550℃、
アルミニウムでは約2000℃であり、還元温度が高
まるにつれ還元しにくさも増加するという問題が
ある。
By the way, as is well known, in a steelmaking blast furnace, which is a typical shaft furnace, iron ore is mixed with coke, which is a lump of carbon, and charged into the furnace. The iron ore is heated to the temperature required for reduction and reduced with carbon monoxide gas and carbon to form iron, which is then melted at high temperatures to form molten pig iron. Carbon can reduce all metal elements from their oxides if the temperature rises to the temperature required for reduction, so if you increase the preheating temperature of the air or add oxygen to the air to increase the combustion temperature, Elements that are more active than iron can also be reduced in a shaft furnace, but the elements mentioned above, which are more active against oxygen than chromium, cannot be reduced with carbon monoxide, and as the activity increases, the temperature of reduction by carbon increases. For example, the temperature for iron is about 700℃, for chromium it is about 1200℃, for silicon it is about 1550℃,
For aluminum, the temperature is approximately 2000°C, and there is a problem in that as the reduction temperature increases, the difficulty of reduction increases.

還元しやすくする方法としては、クロム等では
粉鉱と炭素原料粉を混合して団鉱をつくり、これ
を予備還元する方法が知られている。また珪素や
77%珪素のフエロシリコンを電気炉で製造するた
め原料の珪石と炭素質材料を混合したペレツトを
用いることもよく知られている。而して、このよ
うに還元しやすくするために炭素と酸化物原料を
密に接触させる手段は例えば珪石を炭素還元する
ための珪石と炭素の重量比が理論比の60対24でよ
い電気炉では有効な手段であるが、この手段を用
いて珪素をシヤフト炉で製造するとすると、炭素
が燃料となるため珪素と(還元用+燃料用)炭素
の重量比が約60対120も必要となり、このように
多量の炭素やこれが燃焼した一酸化炭素が多量に
存在すると生成した珪素はすべて安定化合物であ
る炭化珪素にかわつてしまい、再度珪素にするこ
とが難かしく、この手段をシヤフト炉に適用でき
ないことが知られた。アルミニウムもほゞ同様な
事情がある。
As a method for facilitating reduction, it is known that for chromium and the like, powder ore and carbon raw material powder are mixed to form a briquette, and this is pre-reduced. Also, silicon
It is also well known that pellets made of a mixture of silica stone and carbonaceous material are used to produce 77% silicon ferrosilicon in an electric furnace. Therefore, a means for bringing carbon and oxide raw materials into close contact to facilitate reduction is, for example, an electric furnace in which the weight ratio of silica stone to carbon is 60:24 of the theoretical ratio for carbon reduction of silica stone. This is an effective method, but if this method were used to produce silicon in a shaft furnace, the weight ratio of silicon to carbon (for reduction + fuel) would need to be approximately 60:120, as carbon is used as fuel. If a large amount of carbon or carbon monoxide resulting from combustion is present in this manner, all of the silicon produced will turn into silicon carbide, which is a stable compound, making it difficult to convert it into silicon again, and this method cannot be applied to shaft furnaces. It was known that Aluminum has almost the same situation.

上記の炭化物の生成を防ぐにはアルミニウム、
珪素の活量が十分に低下するように合金にするの
がよいことは理論的には知られている。このよう
なことから次のような方式に想到した。アルミニ
ウム、珪素の酸化物であるアルミナ、シリカある
いはこれらの代表的鉱物であるボーキサイト、珪
砂に鉄鉱石を混じ、更に還元に必要な炭素分を混
じて粉砕し必要な粘結材を加えて団鉱とする。こ
の団鉱の外側に燃料として必要な炭素分を層とし
て形成した複層の団鉱を装入する。こうすればシ
ヤフト炉で下方から酸素を含む支燃ガスを送りこ
んで外層の燃焼の熱が内側に伝えられ、内層で還
元が行なわれるときには余分の炭素と接触しない
から適正な還元が行なわれるであろう。このよう
な推論にもとづいて珪素やアルミニウムが50%以
下になるような鉄合金をつくる試験を行なつたと
ころ、おおむね予想通りの還元が行なわれ、溶融
鉄合金が得られることが分つた。
To prevent the formation of the above carbides, aluminum,
It is theoretically known that it is better to form an alloy so that the activity of silicon is sufficiently reduced. Based on this, we came up with the following method. Iron ore is mixed with aluminum, alumina which is an oxide of silicon, silica or bauxite which is a representative mineral of these, silica sand, and the carbon content necessary for reduction is mixed and crushed, and the necessary caking agent is added to form briquettes. shall be. A multi-layered briquette with a layer of carbon necessary for fuel is charged on the outside of the briquette. In this way, combustion supporting gas containing oxygen is sent from below in the shaft furnace, and the heat of combustion in the outer layer is transferred to the inside, and when reduction occurs in the inner layer, it does not come into contact with excess carbon, so that proper reduction occurs. Dew. Based on this reasoning, we conducted a test to create an iron alloy with less than 50% silicon and aluminum content, and found that the reduction occurred more or less as expected, and a molten iron alloy could be obtained.

次に濃縮して珪素やアルミニウムやこれらを高
濃度に含む合金を得る試験を行なつたところ、珪
素やアルミニウムを合金から抽出する際に、珪素
やアルミニウムの抽出の収率は100%ではないか
ら鉄とともに珪素やアルミニウムが失なわれ歩留
損を招くことが知られた。この歩留り損対策とし
てアルミニウム、珪素を抽出した残滓の金属を上
記内層の団鉱に含ませるか内層に接して残滓金属
の粒や粉をおき、そのあとで外層を主として炭素
で形成させることによつて同一の合金成分で鉄鉱
石を用いた場合と同様の安定したシヤフト炉操業
を行うことができ、前述の歩留損の問題点をほぼ
解消することができた。
Next, we conducted a test to obtain silicon, aluminum, and alloys containing high concentrations of these by concentrating them, and found that when silicon and aluminum are extracted from alloys, the yield of silicon and aluminum extraction is not 100%. It is known that silicon and aluminum are lost along with iron, leading to yield losses. As a countermeasure against this yield loss, the metal residue from aluminum and silicon extraction can be included in the briquette of the inner layer, or grains or powder of the metal residue can be placed in contact with the inner layer, and then the outer layer can be formed mainly of carbon. As a result, it was possible to operate the shaft furnace stably in the same way as when iron ore was used with the same alloy composition, and the above-mentioned problem of yield loss was almost eliminated.

すなわち本発明はシリカ、アルミナの少くとも
一方を含有する鉱石と炭素原料とを粉砕混合して
団鉱化し、更に鉄、ニツケル、銅または錫もしく
はこれらを主成分とする合金を団鉱内またはその
周囲に含ませ、更にその外層を炭素原料で被覆し
て二重層とし、この二重層の団鉱をシヤフト炉に
装入し、炉の下方から高濃度の酸素を含む燃焼支
持ガスを送入し、炭素質の燃焼により発生する高
温によつて前記酸化物を還元し、珪素またはアル
ミニウムの少くとも一つと鉄、ニツケル、銅また
は錫の少くとも一つとを主成分とする合金溶湯を
製造することを特徴とする珪素またはアルミニウ
ムの酸化物の還元方法に関するものである。
That is, the present invention involves pulverizing and mixing an ore containing at least one of silica and alumina with a carbon raw material to form a briquette, and then adding iron, nickel, copper, or tin, or an alloy containing these as main components, in or around the briquette. The outer layer is further coated with a carbon material to form a double layer, and the double layer briquette is charged into a shaft furnace, and a combustion supporting gas containing high concentration of oxygen is fed from the bottom of the furnace. , reducing the oxides with the high temperature generated by combustion of carbonaceous material to produce a molten alloy whose main components are at least one of silicon or aluminum and at least one of iron, nickel, copper or tin; The present invention relates to a method for reducing silicon or aluminum oxides, characterized by the following.

本発明において合金を上記のように特定した理
由を以下に述べる。
The reason for specifying the alloy as described above in the present invention will be described below.

本方法を実施する場合、本方法によつて還元製
造されたアルミニウム又は珪素の合金はほとんど
アルミニウム、珪素の濃縮分離が必要である。こ
の濃縮分離の操業のやりやすさとシヤフト炉操業
の安定性によつて合金材が選択され、この見地か
ら、鉄、ニツケル、銅、錫を選択した。すなわち
鉄、ニツケル、銅をアルミニウムと合金させると
きは、これを後工程で既知のモノクロライド法ま
たは鉛溶媒法等によつて、アルミニウムを分離す
ることができ、また珪素は銅、錫と合金させると
きは、これを冷却することによつて珪素を分離で
きるのである。さらに、上記金属のうち銅を用い
アルミニウム、珪素を含む銅合金をつくると、順
次珪素、アルミニウムを分離することもできる。
When carrying out this method, most of the aluminum or silicon alloys produced by reduction by this method require concentration separation of aluminum and silicon. The alloy material was selected based on the ease of operation of this concentration separation and the stability of shaft furnace operation, and from this point of view, iron, nickel, copper, and tin were selected. In other words, when iron, nickel, and copper are alloyed with aluminum, aluminum can be separated in a post-process using the known monochloride method or lead solvent method, and silicon is alloyed with copper and tin. In some cases, silicon can be separated by cooling it. Furthermore, if a copper alloy containing aluminum and silicon is made using copper among the above metals, silicon and aluminum can be separated in sequence.

尚、これら四つの金属は合金の一方の主構成成
分として重要であるが、これらの効果を高める第
三の元素や必然の随伴物を含むことは差支えな
い。例えば銅アルミニウム合金を用い珪素のみを
シヤフト炉で還元し抽出して、銅アルミニウム合
金を循環し、逆に鉄珪素合金を循環してアルミニ
ウムを採取するようにしてもよい。後者はアルミ
ニウムの原料としてボーキサイトを用いるときの
必然の随伴物である。
Although these four metals are important as one of the main constituents of the alloy, there is no problem in including a third element or necessary accompaniment that enhances these effects. For example, only silicon may be reduced and extracted in a shaft furnace using a copper-aluminum alloy, and the copper-aluminum alloy may be circulated, and conversely, the iron-silicon alloy may be circulated to extract aluminum. The latter is a necessary companion when using bauxite as a raw material for aluminum.

さて本発明方法を実施するに当つて、団鉱はシ
ヤフト炉の装入物であり積み重なる装入物の重量
に耐える強度をもつていることが必要である。こ
のためには、外層は主として石炭で形成し、予め
コークス化炉でコークス化してのちシヤフト炉に
装入することが好ましい。コークス化せずにシヤ
フト炉に装入しても十分に制御すればシヤフト炉
上部でコークス化し、それなりに操業はできるが
炉操業の不安定を招き易い難点がある。炭素材と
しては前述の石炭が一般的で外層部は強粘結炭を
一部配合した石炭を用いて形成し、これをコーク
ス化して用いるものがもつともよい。このほかコ
ークス粉、ピツチ、アスフアルト等も利用の余地
はある。
In carrying out the method of the present invention, the briquette is a charge for a shaft furnace, and it is necessary that it has the strength to withstand the weight of the stacked charges. For this purpose, it is preferable that the outer layer is formed mainly of coal, which is previously coked in a coking furnace and then charged into a shaft furnace. Even if it is charged into a shaft furnace without being coked, if it is controlled sufficiently, it will coke in the upper part of the shaft furnace and it can be operated to a certain extent, but there is a drawback that it tends to cause instability in the furnace operation. As the carbon material, the above-mentioned coal is generally used, and the outer layer may be formed using coal containing a portion of highly caking coal, which may be coked. In addition, there is scope for the use of coke powder, pituti, asphalt, etc.

以下本発明の詳細を実施例で分りやすく示す。 The details of the present invention will be illustrated below in an easy-to-understand manner by way of Examples.

実施例 1 強度結炭を含む数種の原料炭を配合した混合石
炭を100メツシユ以下に粉砕し、これと、同じく
100メツシユ以下に粉砕した珪石とを重量比で約
1対2の割合で混合し50%アスフアルトを含むア
スフアルト乳剤5%を加えよく混練し、予め用意
した28mmφ×35mmの錫塊を芯にしてタブレツト機
で40mmφ×47mmのタブレツトとする。次いで100
メツシヨ以下に粉砕した前記混合石炭にアスフア
ルト乳剤4%を加えよく混練し、前記40mmφ×47
mmのタブレツトを芯として50mmφ×60mmのタブレ
ツトを成形する。このタブレツトを120℃で2時
間低酸素気流中で乾燥しシヤフト炉装入原料とす
る。
Example 1 Mixed coal containing several types of coking coal including high-strength coal was pulverized to 100 mesh or less, and the same
Mix silica stone crushed to 100 mesh or less in a weight ratio of approximately 1:2, add 5% asphalt emulsion containing 50% asphalt, mix well, and form tablets using a previously prepared 28mmφ x 35mm tin block as a core. Machine it into a 40mmφ x 47mm tablet. then 100
Add 4% of asphalt emulsion to the mixed coal that has been pulverized to a fineness of 40 mmφ x 47 mm, and mix well.
Molding a 50mmφ x 60mm tablet using the mm tablet as a core. The tablets were dried at 120° C. for 2 hours in a low oxygen stream and used as raw material for charging into a shaft furnace.

内径0.8mφ高さ4.5mのシヤフト炉を用い、こ
の原料タブレツトを1050Kg/hの割合で装入す
る。炉底部の三本の水冷銅羽口から純酸素を150
Nm3/hの割合で供給する。この結果Si9.4%、
Fe0.24%、Al 0.25%を含む錫607Kg/hを生成す
る。この錫合金は炉から約1600℃の温度で排出さ
れるので黒鉛を内張りした取鍋内で800℃まで徐
冷する。800℃まで析出した珪素を耐火物製フイ
ルタを通して分離する。この珪素は若干の錫を附
着しているので鉛溶湯で洗滌して錫を除く。この
ようにして毎時約55Kgの珪素を製造できる。得ら
れた珪素は薄片状であり、そのまゝまたは再溶解
等の処理により成品とする。炉過後の錫溶湯は更
に400℃程度まで徐冷すると鉄、アルミを含む錫
合金が析出するのでこれを除き鋳型に鋳込んで前
述した円筒形インゴツトとする。
Using a shaft furnace with an inner diameter of 0.8 mφ and a height of 4.5 m, this raw material tablet was charged at a rate of 1050 kg/h. 150% pure oxygen is pumped through three water-cooled copper tuyeres at the bottom of the furnace.
Feed at the rate of Nm 3 /h. As a result, Si9.4%,
Produces 607Kg/h of tin containing 0.24% Fe and 0.25% Al. This tin alloy is discharged from the furnace at a temperature of approximately 1,600°C, so it is slowly cooled to 800°C in a ladle lined with graphite. Silicon deposited at 800°C is separated through a refractory filter. This silicon has some tin attached to it, so it is washed with molten lead to remove the tin. Approximately 55 kg of silicon can be produced in this way per hour. The obtained silicon is in the form of flakes, and is made into a product as it is or by processing such as remelting. When the molten tin after the furnace is further slowly cooled to about 400°C, a tin alloy containing iron and aluminum precipitates, which is removed and poured into a mold to form the aforementioned cylindrical ingot.

シヤフト炉の炉頂部からは珪石の炭素還元に伴
なう一酸化炭素ガスおよび石炭の乾溜に伴なう熱
分解ガスを発生し、発熱量3360Kcal/Nm3でCO、
H2、CO2を主成分とするガス約633Nm3/hを得
る。
From the top of the shaft furnace, carbon monoxide gas associated with carbon reduction of silica stone and pyrolysis gas associated with dry distillation of coal are generated, with a calorific value of 3360 Kcal/Nm 3 and CO,
Approximately 633 Nm 3 /h of gas containing H 2 and CO 2 as main components is obtained.

実施例 2 SiO240.6%、Al2O337.1%、Fe2O30.61%よりな
るカオリン粘土を700℃に加熱し脱水した焼粉1
部に強粘結炭を含む数種の原料炭よりなる石炭粉
0.45部を加え100メツシユ以下に粉砕し50%アス
フアルトを含むアスフアルト乳剤を全量に対し4
%を加え適量の水分とともによく混練する。更に
後述する本工程にて発生する銅粒を焼粉1部に対
し重量比で0.65部加え均一に混合し34mmφ×45mm
の円筒状タブレツトを成型する。更に粉砕した前
述の石炭粉はアスフアルト乳剤4%とともに混練
し、前述タブレツトを核として50mmφ×60mmの円
筒状タブレツトとする。これを120℃で2時間乾
燥したのちシヤフト炉に装入し、下部から部分燃
焼ガスを送りこみ乾溜してコークス化する。
Example 2 Baked powder 1 made by heating kaolin clay consisting of 40.6% SiO 2 , 37.1% Al 2 O 3 , and 0.61% Fe 2 O 3 to 700°C and dehydrating it.
Coal powder made of several types of coking coal, including a portion of highly coking coal
Add 0.45 parts of asphalt emulsion containing 50% asphalt to the total amount by crushing it to 100 meshes or less.
% and mix well with an appropriate amount of water. Furthermore, 0.65 parts by weight of copper grains generated in this process, which will be described later, are added to 1 part of the sintered powder and mixed uniformly to form a 34mmφ×45mm
A cylindrical tablet is molded. Further, the pulverized coal powder was kneaded with 4% asphalt emulsion to form a cylindrical tablet of 50 mmφ x 60 mm using the tablet as a core. After drying this at 120°C for 2 hours, it is charged into a shaft furnace, and partially combusted gas is fed into it from the bottom to dry distill it and turn it into coke.

このコークス化ブリケツトを内径0.8mφ、高
さ4.5mのシヤフト炉に585Kg/hの割合であわせて
生石灰20Kg/hを供給し炉下部からは純酸素を200
Nm3/hの割合で3本の水冷銅羽口を通して吹きこ
む。炉からはCOを主成分とするガスが約350℃の
温度で発生する。炉下部からはSi24.6%、Al
24.8%、Fe1.2%を含む銅合金溶湯139Kg/hと約50
Kg/hのスラグを2時間毎に出湯口を開口して取
り出す。溶湯を炭化珪素を内張りした取鍋内に入
れ、不活性ガスをみたした室内におさめ撹拌しつ
つ、700℃まで徐冷すると珪素が析出するので、
耐火物製フイルタを通して炉過し珪素を分取する
と、鉄6.9%を含む珪素24.7Kgが得られる。これ
にはアルミ銅合金が附着しているので溶融鉛中で
撹拌し、銅分を除去する。残りの溶湯は113.5Kg
あり、Si9.3%、Al 30.2%を含む。これを下記構
成の真空炉に装入する。
This coked briquette is fed into a shaft furnace with an inner diameter of 0.8 mφ and a height of 4.5 m at a rate of 585 kg/h, quicklime 20 kg/h is supplied, and pure oxygen is supplied from the bottom of the furnace at a rate of 200 kg/h.
Blow at a rate of Nm 3 /h through three water-cooled copper tuyeres. Gas containing CO as the main component is generated from the furnace at a temperature of approximately 350°C. From the bottom of the furnace, Si24.6%, Al
Copper alloy molten metal containing 24.8% and Fe1.2% 139Kg/h and approx.
Kg/h of slag is taken out every 2 hours by opening the tap. When the molten metal is placed in a ladle lined with silicon carbide, placed in a room filled with inert gas, and slowly cooled to 700℃ while stirring, silicon will precipitate.
When the silicon is filtered through a refractory filter, 24.7 kg of silicon containing 6.9% iron is obtained. Since this has aluminum-copper alloy attached to it, it is stirred in molten lead to remove the copper content. The remaining molten metal is 113.5Kg
Contains 9.3% Si and 30.2% Al. This is charged into a vacuum furnace having the following configuration.

耐火物製ライニングを施した鋼板製の気密容器
であり、更に下方は黒鉛ライニングし、中心に上
方から黒鉛電極がおかれ黒鉛るつぼとの間に抵抗
加熱を行なうように構成する。容器は上部から側
方に不純物除去のためのコークス移動層をとおし
て水冷凝縮室が設けられ、その先は真空吸引用エ
ジエクタに結ばれている。この真空炉内に125Kg
のマグネシア、70Kgの生石灰を入れる。第1段階
の溶湯225Kgを供給したのち炉を気密にし真空に
吸引し電気加熱を行なつた。100KW約6時間の
通電でマグネシウム69Kgが得られる。残留金属は
177Kgであり、Si12%、Al 10.7%、残りは銅であ
る。この残溶湯を水冷銅板上に粒滴で供給し、2
〜3mm径の銅合金粒としこれを前述したように循
環使用する。真空炉から発生するスラグは約200
Kgでその組成はCaO35%、Al2O349%、残りSi2O
とMgOである。
It is an airtight container made of steel plate with a refractory lining, and the lower part is lined with graphite, and a graphite electrode is placed in the center from above to perform resistance heating between it and the graphite crucible. A water-cooled condensation chamber is provided from the top to the side through a coke moving bed for removing impurities, and the end of the chamber is connected to an ejector for vacuum suction. 125Kg inside this vacuum furnace
of magnesia and 70 kg of quicklime. After supplying 225 kg of molten metal for the first stage, the furnace was made airtight, evacuated, and electrically heated. 69kg of magnesium can be obtained by applying 100KW for about 6 hours. The residual metal is
It weighs 177Kg, with 12% Si, 10.7% Al, and the rest copper. This residual molten metal is supplied as droplets onto a water-cooled copper plate, and
Copper alloy particles with a diameter of ~3 mm are used in circulation as described above. The slag generated from the vacuum furnace is approximately 200
Kg, its composition is 35% CaO, 49% Al 2 O 3 , and the rest Si 2 O
and MgO.

実施例 3 ボーキサイトを焼成して得られるAl2O380.1
%、FeO316.2%、SiO22.9%を含む焼粉71%に、
珪石5%強粘結炭を含む数種の原料炭よりなる石
炭24%を配合し粉砕し、アスフアルト乳剤4%を
加え適量の水分とともによく混練する。前記混合
物100に対し40の後述する工程で発生した鉄合金
粒を加えてよく混合し、20mmφ×43mmのタブレツ
トに成形する。更に粉砕した前述の石炭粉をアス
フアルト乳剤4%とともに混練し前記タブレツト
を核として50mmφ×60mmの円筒状タブレツトとす
る。これを150℃で2時間乾燥したのちシヤフト
炉に装入し下部から燃焼ガスを送りこみ最高1000
℃まで加熱し乾溜してコークス化する。
Example 3 Al 2 O 3 80.1 obtained by firing bauxite
%, 71% of baked powder containing FeO 3 16.2%, SiO 2 2.9%,
24% coal consisting of several types of coking coal including 5% silica stone and highly coking coal is blended and pulverized, 4% asphalt emulsion is added, and the mixture is thoroughly kneaded with an appropriate amount of water. To 100 parts of the mixture, 40 parts of the iron alloy particles generated in the process described later are added, mixed well, and formed into tablets of 20 mmφ x 43 mm. Furthermore, the above-mentioned pulverized coal powder was kneaded with 4% asphalt emulsion to form a cylindrical tablet of 50 mmφ×60 mm using the tablet as a core. After drying this at 150℃ for 2 hours, it is charged into a shaft furnace and combustion gas is sent from the bottom to produce a maximum of 1000℃.
It is heated to ℃ and dry distilled to make coke.

このコークス化タブレツトを実施例2のシヤフ
ト炉に560Kg/hの割合で供給し、炉下部からは純
酸素を200Nm3/hの割合で3本の水冷銅羽口を通
して吹きこむ。炉からはCO90%以上を含むガス
が約350℃の温度で約650Nm3/hの割合で発生す
る。
The coked tablets were fed into the shaft furnace of Example 2 at a rate of 560 kg/h, and pure oxygen was blown from the bottom of the furnace at a rate of 200 Nm 3 /h through three water-cooled copper tuyeres. Gas containing over 90% CO is generated from the furnace at a rate of approximately 650Nm 3 /h at a temperature of approximately 350°C.

炉下部には鉄−アルミニウム−珪素合金が溜る
ので2時間毎に出湯口を開口して取り出す。鉄41
%、アルミニウム40%、珪素19%を含む合金330
Kgが約1700℃の温度で炉から排出される。
Since iron-aluminum-silicon alloy accumulates in the lower part of the furnace, the tap is opened every two hours to take it out. iron 41
Alloy 330 containing %, 40% aluminum and 19% silicon
Kg is discharged from the furnace at a temperature of approximately 1700℃.

溶湯を不活性ガスを充填した溶解炉に入れ鉛
6.8tを加え電気加熱で1600℃で溶出させる。鉛溶
湯中にはアルミニウム1.6%、珪素0.08%、鉄0.03
%を含むので、この溶湯を一旦約1100℃に冷却す
ると珪素鉄のほとんどが少量のアルミニウムとと
もに析出するのでこれを除去し、更に鉛溶湯を冷
却し700℃にすると今度は鉛約1%を含むアルミ
ニウム80Kgが生成する。鉛溶湯は分離し再度アル
ミニウム抽出に用いる。少量の鉛を含むアルミニ
ウム溶湯は真空槽に入れて約1500℃以上に電気加
熱することにより鉛を駆逐して純アルミニウムと
することができる。
The molten metal is put into a melting furnace filled with inert gas and the lead is melted.
Add 6.8t and elute at 1600℃ with electric heating. Molten lead contains 1.6% aluminum, 0.08% silicon, and 0.03% iron.
%, so once this molten metal is cooled to about 1100℃, most of the silicon iron will precipitate along with a small amount of aluminum, which is removed.If the molten lead is further cooled to 700℃, it will now contain about 1% lead. 80Kg of aluminum is produced. The molten lead is separated and used again for aluminum extraction. Molten aluminum containing a small amount of lead can be placed in a vacuum chamber and electrically heated to over 1500°C to drive out the lead and turn it into pure aluminum.

一方アルミニウムを鉛で抽出した残溶湯はアル
ミニウム約10%、珪素28%、鉄62%を含むが、こ
れを実施例2の様に微粒にし大部分は装入物に戻
す。
On the other hand, the residual molten metal obtained by extracting aluminum with lead contains approximately 10% aluminum, 28% silicon, and 62% iron, but this is pulverized as in Example 2 and most of it is returned to the charge.

以上述べた三つの実施例は本発明の広い応用性
を示す。即ち、実施例1では、生団鉱を用い錫を
合金元素としタブレツトの中心におき、珪石を還
元し珪素を製造した。実施例2ではコークス化団
鉱を用い、銅を合金元素としタブレツト内に混在
させ、アルミナと無水珪酸の化合物であるカオリ
ンを還元して銅−アルミニウム−珪素合金をつく
り、まず珪素を抽出し銅アルミニウム合金を中間
原料としてマグネシウムを製造した。実施例3で
はボーキサイトをコークス化団鉱の原料とし、鉄
を合金元素としてタブレツト内に混在させ、鉄ア
ルミニウム合金をつくりこれから鉛によりアルミ
ニウムを抽出した。
The three embodiments described above demonstrate the wide applicability of the present invention. That is, in Example 1, raw briquette was used, tin was used as an alloying element, placed in the center of a tablet, and silica stone was reduced to produce silicon. In Example 2, coked briquette was used, copper was mixed as an alloying element in the tablet, and kaolin, which is a compound of alumina and silicic anhydride, was reduced to create a copper-aluminum-silicon alloy. First, silicon was extracted and copper Magnesium was manufactured using aluminum alloy as an intermediate raw material. In Example 3, bauxite was used as a raw material for coked briquette, iron was mixed as an alloying element in a tablet, an iron-aluminum alloy was made, and aluminum was extracted from this using lead.

団鉱は前述したように予めコークス化する場合
とせずに生団鉱で装入する場合とあり、前記のよ
う強度の点から前者の方が好ましい。シヤフト炉
に装入された団鉱は炉を下降する間に、炉下部か
ら上昇する炉内ガスにより加熱されコークスは十
分な温度となり金属は融解する。外層のコークス
はこの融解した金属液滴の大部分を収納したまゝ
で減らさず、羽口附近に降下し、羽口から吹きこ
まれる高濃度の酸素を含む燃焼支持ガスによつて
燃焼し著るしく高温になる。この高温によつて緊
密に接触した炭素により珪素、アルミニウムが還
元され、そして、存在する合金元素に吸収され直
ちに合金を形成する。コークスが燃え切つた後に
内部の合金が放出され炉底に溜る。実際に炉を運
転中休止して冷却後内容物を調べた結果から炉内
の反応は上記のようなものと想像される。
As described above, the briquette may be coked in advance or may be charged as raw briquette without coking, and the former is preferable from the viewpoint of strength as described above. While the briquettes charged in the shaft furnace descend through the furnace, they are heated by the furnace gas rising from the lower part of the furnace, and the coke reaches a sufficient temperature to melt the metal. The coke in the outer layer retains most of the molten metal droplets and falls near the tuyeres, where they are combusted by the combustion supporting gas containing high concentration of oxygen that is blown in from the tuyeres. It becomes very hot. Due to this high temperature, the silicon and aluminum are reduced by the carbon in close contact and are absorbed by the alloying elements present, immediately forming an alloy. After the coke burns out, the alloy inside is released and accumulates at the bottom of the furnace. Based on the results of actually stopping the furnace during operation and examining the contents after cooling, it is assumed that the reaction inside the furnace is as described above.

『実施例2、3中でコークス化炉については特
に説明はしていないがシヤフト炉において800〜
1000℃でコークス化乾溜を行なうことはよく知ら
れている技術であり詳しくは述べない。
``In Examples 2 and 3, the coking furnace is not particularly explained, but in the shaft furnace,
Carrying out coking dry distillation at 1000°C is a well-known technique and will not be described in detail.

更に内層の団鉱の炭素の配合比率については、
シリカSiO2、アルミナAl2O3を丁度還元してSi、
Alとする炭素量ないしこれよりかなり少な目に
配合すると還元が進みやすいことが経験的に知ら
れた。更にこの様な量であれば炭素の大部分は外
層を形成するため前述の目的にも適合する。この
炭素量はコークス化後の推定量であり、この値が
50%増加すると丁度炭化物が生成する比率となり
炉内やスラグに相当の炭化物が形成されて炉操業
はやりにくくなるが、金属を内層団鉱に接して含
ませる効果は変らずすぐれており、炉操業の悪化
は致命的という程でない。』 次に上記のようにして得られた合金溶湯から原
則としては珪素またはアルミニウムを分離、抽出
する。その方法として実施例1、2に示した方法
は従来知られていない方法であるが、実施例3に
示した鉛による抽出は細部は異なるが原理的には
知られている方法である。このほかアルミニウム
抽出では既知のサブクロライド法などを利用する
こともできる。
Furthermore, regarding the carbon content ratio of the inner layer briquette,
Silica SiO 2 and alumina Al 2 O 3 are reduced to Si,
It has been empirically known that reduction tends to proceed when the amount of carbon used as Al or considerably less than this is added. Furthermore, with such an amount, most of the carbon forms the outer layer, which also satisfies the above-mentioned purpose. This amount of carbon is the estimated amount after coking, and this value is
If the increase is 50%, it will be at exactly the rate at which carbide is generated, and a considerable amount of carbide will be formed in the furnace and in the slag, making furnace operation difficult, but the effect of incorporating metal in contact with the inner briquette remains excellent, making furnace operation difficult. The deterioration is not fatal. 'Next, in principle, silicon or aluminum is separated and extracted from the molten alloy obtained as described above. The methods shown in Examples 1 and 2 are methods that have not been known in the past, but the extraction using lead shown in Example 3 is a method that is known in principle, although the details are different. In addition, the known subchloride method can also be used for aluminum extraction.

実施例2では合金溶湯を中間原料として用い、
アルミニウムを抽出せずマグネシウムを製造する
例を示した。少数ながらこの様な本発明方法の利
用法がある。又、金属に限らず例えば銅−珪素合
金をつくり、これに塩化水素ガスを作用させて三
塩化シランを製造する様な応用も可能である。
In Example 2, a molten alloy was used as an intermediate raw material,
An example of producing magnesium without extracting aluminum was shown. There are a small number of ways to utilize the method of the present invention. In addition, it is also possible to apply the present invention not only to metals but also to the production of trichlorosilane by making a copper-silicon alloy and reacting hydrogen chloride gas with it.

炉に通入するガスには、実施例はいづれも純酸
素を用いているが50%以下の酸素では珪素、アル
ミニウム還元に必要な昇温はむづかしく70%以上
の酸素が通常必要である。アルミニウム合金を製
造する場合には合金中の濃度にもよるが通常は更
に高濃度でないと窒化アルミニウムを副生して炉
内の附着などを招くため、90%以上の酸素濃度を
用いる。
In all of the examples, pure oxygen is used as the gas flowing into the furnace, but if the oxygen content is less than 50%, it is difficult to raise the temperature necessary for silicon and aluminum reduction, and 70% or more oxygen is usually required. When manufacturing aluminum alloys, an oxygen concentration of 90% or higher is usually used, as it depends on the concentration in the alloy, but if the concentration is not higher, aluminum nitride will be produced as a by-product and cause adhesion in the furnace.

実施例は実験炉であるため炉頂より発生するガ
スは成分分析を行ない、除塵後燃焼して放散する
にとどめたが、この熱量は尨大である。たとえば
実施例3でコークス化炉およびシヤフト炉から発
生する炉頂ガスを燃焼して利用できる潜熱はアル
ミニウムを1トン製造する場合、3.65×107Kcal
にも達しこれからボイラを通し発電した場合約
15000KWhの電力を回収できる。それ故工場生産
では必ずこのような利用を行なうことになるが、
この電力は例えば実施例3を生産プラントとした
場合必要とする電力をすべて賄つて余りがあると
算定される。
Since the example was an experimental furnace, the components of the gas generated from the top of the furnace were analyzed, and the amount of heat generated was enormous. For example, in Example 3, the latent heat that can be used by burning the furnace top gas generated from the coking oven and shaft furnace is 3.65×10 7 Kcal when producing 1 ton of aluminum.
If electricity is generated through a boiler, approximately
15000KWh of electricity can be recovered. Therefore, in factory production, this kind of use is always done,
It is calculated that this electric power is sufficient to cover all the electric power required when Example 3 is used as a production plant, for example.

このように本発明方法は、従来、電気炉や電解
炉で低い生産能率でしか生産できなかつた珪素や
アルミニウムを、中間合金から抽出分離すること
によつて製造する方法を用い、その中間合金をシ
ヤフト炉により高い生産能率でかつ、高含有合金
で生産する方法を提供したものである。また珪
素、アルミニウムやこれらの高合金から製造する
成品の新らしい中間原料を提供するものである。
更に本発明方法によれば電力を多量消費すること
はなく、石炭を燃料として発電し、この電力によ
り珪素、アルミニウムやこれらの合金を製造する
場合に比し、石炭の消費量が大巾に少ない即ち省
エネルギ的である場合がほとんどである。
In this way, the method of the present invention uses a method for producing silicon and aluminum, which could conventionally only be produced at low production efficiency in electric furnaces and electrolytic furnaces, by extracting and separating them from intermediate alloys. This provides a method for producing high-content alloys with high production efficiency using a shaft furnace. It also provides new intermediate raw materials for products manufactured from silicon, aluminum, and their high alloys.
Furthermore, the method of the present invention does not consume a large amount of electricity, and the amount of coal consumed is significantly lower than when generating electricity using coal as fuel and using this electricity to manufacture silicon, aluminum, or their alloys. That is, in most cases it is energy saving.

本発明方法のシヤフト炉で、アルミニウムや珪
素を抽出し製造することを目的とする従来例とし
て特開56−150141〜3に開示の方法があり、これ
らには「アルミニウムとけい素との合金を生成さ
せ……方法において鉱石粉末と石炭粉末との混合
物の団鉱を、非酸化性雰囲気でコークス化し、こ
のコークス化団鉱を原料として用いることを特徴
とするアルミニウムの還元製練方法。」を示して
いるにとどまる。又、被層団鉱に関しては特公昭
45−14641に内層は珪素酸化物および炭素還元材
で、外層は大部分が炭素還元材からなるタブレツ
トが開示されているが、この団鉱は、電気炉に用
いるものであり珪石の還元に必要なだけの量の炭
素しか含まれていない。例えば珪石重量1に対し
炭素は総量で0.4である。一方本発明はシヤフト
炉に用いる団鉱であり酸素の多い燃焼支持ガスを
吹きこむため、炉内には多量のガスが流れ物理的
な強度が必要であるとともに化学的にも外層が燃
料としての役割を果すため、炭素質の配合量は十
分に多い。実施例1では珪石重量1に対し炭素は
コークス化したあとの総量で1.86程度であると推
算される。この様に大量の炭素分の大部分が外層
でコークス層を形成しシリカ、アルミナの炭素還
元が行なわれる高温に団鉱の内部が昇温するまで
合金金属を収納する容器を形成していることが大
きな特徴である。更らに上記の2つの従来例は、
団鉱に珪素やアルミニウムと合金を形成する本発
明方法の特定の金属を含有することを示していな
い。
Conventional examples of methods for extracting and producing aluminum and silicon using the shaft furnace of the present invention include methods disclosed in JP-A-56-150141 to 3; A reduction smelting method for aluminum characterized by coking a briquette of a mixture of ore powder and coal powder in a non-oxidizing atmosphere and using the coked briquette as a raw material. Stay where you are. In addition, regarding layered briquettes, Tokuko Sho
No. 45-14641 discloses a tablet in which the inner layer is made of silicon oxide and a carbon reducing material, and the outer layer is mostly made of a carbon reducing material, but this briquette is used in an electric furnace and is necessary for reducing silica stone. It contains only a small amount of carbon. For example, the total amount of carbon is 0.4 per 1 weight of silica. On the other hand, the present invention is a briquette used in a shaft furnace, and since oxygen-rich combustion supporting gas is blown into the furnace, a large amount of gas flows inside the furnace, requiring physical strength, and chemically, the outer layer is not suitable for use as fuel. The amount of carbonaceous material blended is sufficiently large to fulfill its role. In Example 1, the total amount of carbon after coking is estimated to be about 1.86 per 1 weight of silica stone. In this way, most of the large amount of carbon forms a coke layer in the outer layer, forming a container that stores the alloy metal until the temperature inside the briquette rises to a high temperature where carbon reduction of silica and alumina takes place. is a major feature. Furthermore, the above two conventional examples are
There is no indication that the briquette contains a specific metal of the present invention that forms an alloy with silicon or aluminum.

なお本文中でも示した本発明の主要な実施形態
および特記的な利用方法を列記する。
The main embodiments and special usage methods of the present invention, which are also shown in the main text, will be listed.

(1) 本方法で製造した合金よりアルミニウムおよ
び珪素を抽出利用した残合金を循環利用するこ
とを特徴とする特許請求の範囲に記した方法。
(1) The method described in the claims, characterized in that the residual alloy obtained by extracting and utilizing aluminum and silicon from the alloy produced by this method is recycled.

(2) 団鉱機で形成した団鉱をコークス化炉でコー
クス化し、これを珪素アルミニウム還元用シヤ
フト炉に装入することを特徴とする特許請求範
囲に記した方法。
(2) The method described in the claims, characterized in that the briquette formed in the briquette machine is coked in a coking furnace, and the coke is charged into a shaft furnace for silicon-aluminum reduction.

(3) 本方法で製造した合金よりアルミニウムまた
は珪素を分離抽出することを特徴とする(1)項記
載の方法。
(3) The method according to item (1), characterized in that aluminum or silicon is separated and extracted from the alloy produced by this method.

(4) 炭素材は強粘結炭を配合した石炭を主とした
ものであることを特徴とする特許請求範囲に記
した方法。
(4) The method described in the claims, characterized in that the carbon material is mainly coal mixed with highly caking coal.

Claims (1)

【特許請求の範囲】[Claims] 1 シリカ、アルミナの少なくとも一方を含有す
る鉱石と炭素原料とを粉砕、混合して団鉱化し、
更に鉄、ニツケル、銅または錫もしくはこれらを
主成分とする合金を該団鉱内またはその周囲に含
ませ、更にその外層を炭素原料で被覆して二重層
とし、この二重層の団鉱をシヤフト炉に装入し、
炉の下方から高濃度の酸素を含む燃焼支持ガスを
送入し、炭素質の燃焼により発生する高温によつ
て前記酸化物を還元し、珪素またはアルミニウム
の少なくとも一つと、鉄、ニツケル、銅または錫
の少なくとも一つとを主成分とする合金溶湯を製
造することを特徴とする珪素またはアルミニウム
の酸化物の還元方法。
1 Pulverize and mix an ore containing at least one of silica and alumina and a carbon raw material to form a briquette,
Furthermore, iron, nickel, copper, tin, or an alloy mainly composed of these is contained in or around the briquette, and the outer layer is further coated with a carbon material to form a double layer, and this double layer briquette is made into a shaft. Charge into the furnace,
A combustion supporting gas containing high concentration of oxygen is introduced from the bottom of the furnace, and the oxide is reduced by the high temperature generated by the combustion of carbonaceous material, and at least one of silicon or aluminum is combined with iron, nickel, copper or A method for reducing oxides of silicon or aluminum, which comprises producing a molten alloy containing at least one of tin as a main component.
JP18261382A 1982-10-18 1982-10-18 Reducing method of oxide of silicon or aluminum Granted JPS5970733A (en)

Priority Applications (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP18261382A JPS5970733A (en) 1982-10-18 1982-10-18 Reducing method of oxide of silicon or aluminum

Applications Claiming Priority (1)

Application Number Priority Date Filing Date Title
JP18261382A JPS5970733A (en) 1982-10-18 1982-10-18 Reducing method of oxide of silicon or aluminum

Publications (2)

Publication Number Publication Date
JPS5970733A JPS5970733A (en) 1984-04-21
JPS6154098B2 true JPS6154098B2 (en) 1986-11-20

Family

ID=16121346

Family Applications (1)

Application Number Title Priority Date Filing Date
JP18261382A Granted JPS5970733A (en) 1982-10-18 1982-10-18 Reducing method of oxide of silicon or aluminum

Country Status (1)

Country Link
JP (1) JPS5970733A (en)

Families Citing this family (2)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
JP5019551B2 (en) * 2001-08-09 2012-09-05 古河電気工業株式会社 Method for reducing dioxins contained in combustion exhaust gas from melting furnace
CN106460093B (en) * 2014-05-21 2018-02-02 捷恩智株式会社 The manufacture method of nickel silicon alloy

Also Published As

Publication number Publication date
JPS5970733A (en) 1984-04-21

Similar Documents

Publication Publication Date Title
AU2003261814B2 (en) Method for producing titanium oxide containing slag
JPS59215430A (en) Alumina carbon heat reduction
US5728193A (en) Process for recovering metals from iron oxide bearing masses
CN105087864A (en) Method for directly producing titanium carbide from vanadium titano-magnetite
US3661561A (en) Method of making aluminum-silicon alloys
NO830389L (en) PROCEDURE FOR THE MANUFACTURE OF FERROSILICIUM
CA1189478A (en) Manufacture of aluminium-silicon alloys
CH691685A5 (en) A process of reduction of electric steel plant dust and to implement it.
JPH0621316B2 (en) Ferrochrome manufacturing method
US3661562A (en) Reactor and method of making aluminum-silicon alloys
US3499755A (en) Method for the production of pig iron and steel
JPS58221241A (en) Smelting method in flash smelting furnace using coke breeze
US4394167A (en) Method of carbothermically producing aluminum
JPS59159945A (en) Method for producing metallic magnesium and calcium ferrite from dolomite
JPH0151534B2 (en)
JPS6154098B2 (en)
SE439932B (en) PROCEDURE FOR THE MANUFACTURE OF METAL FROM NICE CORNED METAL OXIDE MATERIAL
US4898712A (en) Two-stage ferrosilicon smelting process
US3471283A (en) Reduction of iron ore
CA1327274C (en) Method of recovering metals and metal alloys and a plant therefor
RU2808305C1 (en) Processing method for oxidized nickel ore
US7435281B2 (en) Pyrometallurgic process for the treatment of steelwork residues
JPS6352098B2 (en)
Ban et al. Technology of Dwight-Lloyd McWane Ironmaking
JP3220307B2 (en) Operating method of vertical scrap melting furnace