Способ рафинирования ферросилиция от алюминия



Владельцы патента RU 2697673:

Ёлкин Константин Сергеевич (RU)
Кашлев Иван Миронович (RU)

Изобретение относится к черной металлургии и может быть использовано для очистки от примесей ферросилиция, полученного восстановительной плавкой в рудно-термических электрических печах. Ферросилиций в виде отсевов товарного ферросилиция фракцией 0-5 мм, или кусковой ферросилиций, который подвергают дроблению до фракции 0-5 мм, брикетируют совместно с кремнеземом в виде кварцевого песка и известняка с помощью жидкого силиката натрия, проводят сушку полученных брикетов, проплавляют в расплаве флюсов из кварцевого песка и известняка, поддерживая суммарную основность флюсов в печи равную 0,25-0,35, при кратности флюсов 0,18-0,25 и с окислительным потенциалом флюсов, превышающим теоретический в 5,5-7 раз. Изобретение позволяет утилизировать и вовлечь в производство отсевы и пылевидные отходы, образующиеся при дроблении ферросилиция, и повысить эффективность рафинирования от алюминия. 1 з.п. ф-лы, 9 пр.

 

Изобретение относится к черной металлургии, и может быть использовано для очистки от примесей ферросилиция, полученного восстановительной плавкой в руднотермических электрических печах.

Уровень техники

Ферросилиций получают высокотемпературным восстановлением кварцита, с помощью углеродистых восстановителей. При ведении восстановительной плавки, кроме ведущего элемента кремния, восстанавливаются и другие элементы, оксиды которых входят в состав примесей минерального сырья и золы восстановителей. Большинство примесей ухудшают качество получаемого ферросилиция и требуются дополнительные технологии по их удалению из полученной продукции (Зубов В.Л., Гасик М.И. Электрометаллугрия ферросилиция. Днепропетровск, «Системные технологии», 2002, - 704 с.).

Известен способ окислительного рафинирования ферросплавов (SU 971891, С21С 7/00, опубл. 07.11.1982) при котором обработку жидкого ферросплава проводят в ковше окислительными смесями и смесью О2 с балластным газом. С целью уменьшения количества рафинировочного шлака и уменьшения потерь сплава со шлаком рафинирование на первом этапе ведут, поддерживая соотношение SiO2/CaO в твердой окислительной смеси 1,0-1,5, а на втором этапе 1,85-2,3. Недостатком данного способа является низкий окислительный потенциал шлаковой смеси.

Известен способ рафинирования ферросилиция (SU 567755, С21С 7/04, опубл. 26.09.77), включающий обработку жидкого сплава в ковше рафинировочной смесью, состоящей из пирита и силиката натрия, взятых в соотношении 1:(0,3-4), подаваемой в ковш в количестве 2-20% от веса обрабатываемого сплава.

Известен способ рафинирования ферросилиция (SU 458595, С21С 7/10, опубл. 12.07.77), путем обработке расплава карбонатом железа для удаления алюминия кальция и кальция, вводимого на струю ферросилиция в количестве 5-10% от веса расплава в виде кусков размером 20-60 мм.

Известен способ рафинирования ферросилиция от алюминия (SU 1766968, С21С 7/068, опубл. 07.10.92), включающий механическое перемешивание расплава дуговой электропечи, введение в расплав смесь в виде отсевов кокса и отходов огневой зачистки проката в соотношении 1:2 по массе. Недостатком данного способа рафинирования является в низкая степень окисления алюминия, выражающаяся в высокой вязкости образующегося при рафинировании шлака, что снижает массообмен между шлаком и расплавом ферросилиция.

Известен способ рафинирования ферросилиция от углерода (RU 2305135 С21С 7/068, опубл. 27.08.2007), включающий выплавку ферросилиция в рудно-термической печи, выпуск расплава из печи и его обработку, путем подачи на его струю кремнеземсодержащего материала с удельным расходом в пределах 0,5-12 кг/мин т расплава, а время обработки расплава устанавливают в пределах 5-20 мин. При этом в качестве кремнеземсодержащего материала используют кремнеземсодержащую пыль сухих тканевых газоочисток печей для выплавки ферросилиция и/или кремния. Недостатком данного способа является внесение окисляемых примесей вместе с окислительным кремнеземистым материалом (оксидов алюминия и кальция).

Известен способ рафинирования ферросилиция от алюминия (SU 460304, С21С 7/00, опубл. 15.04.75), заключающийся в обработке расплава окислительным шлаком и газообразными хлорсодержащими реагентами, обработку окислительным шлаком и газообразными хлорсодержащими реагентами ведут одновременно, после чего сплав вакуумируют. Недостатком данного способа рафинирования является применение хлора в окислительных газах, что ухудшает условия работы обслуживающего персонала.

Наиболее близким аналогом настоящего изобретения является способ рафинирования ферросилиция от алюминия (RU 2066691, С21С 7/00, опубл. 20.09.96), включающий расплавление ферросилиция с содержанием алюминия 1,0-3,0% в дуговой электропечи, формирование над расплавом шлака, нагрев и выдержку при температуре, на 80-150°С превышающей температуру плавления ферросилиция, в процессе выдержки в шлаке с основностью 0,5-1,5 создают окислительный потенциал для окисления примеси алюминия, величина которого пропорциональна количеству кислорода, стехиометрически необходимого для дополнительного окисления алюминия до задаваемой концентрации, с коэффициентом 1,0-2,0. Недостатком данного способа является недостаточное количества кремнезема в окислительном флюсе, что снижает окислительный потенциал флюса.

По технической сущности, по наличию общих признаков, данное техническое решение принято в качестве ближайшего аналога.

В основу изобретения положена задача, направленная на повышение качества ферросилиции.

При этом техническим результатом является снижение содержания алюминия в ферросилиции.

Сущность изобретения

Выполнение поставленной задачи достигается тем, что ферросилиций, в виде отсевов товарного ферросилиции, фракцией 0-5 мм, или кусковой ферросилиций, который подвергают дроблению до фракции 0-5 мм, брикетируют совместно с кремнеземом, в виде кварцевого песка, и известняком с помощью жидкого силиката натрия, проводят сушку полученных брикетов, и затем брикеты проплавляют в электрической печи в расплаве флюсов из кварцевого песка и известняка, поддерживая суммарную основность загруженных в печь флюсов равную 0,25-0,35, при кратности флюсов 0,18-0,25 и окислительном потенциале флюсов, превышающим теоретический окислительный потенциал в 5,5-7,0 раз.

После расплавления ферросилиций сливают в ковш и проводят разливку полученного ферросилиция.

Сравнение предлагаемой технологии рафинирования ферросилиция не только с технологией по прототипу, но технологиями по аналогам показывает, что:

- известно рафинирование расплава ферросилиция в дуговой электрической печи;

- известно использование флюсов в процессе рафинирования расплава ферросилиция;

- известно использование в качестве флюсов кремнезема и извести в соотношениях, создающие основность расплава 0,5-1,5;

- известно соотношение кислорода, вносимого флюсами для окисления алюминия до задаваемой концентрации, равное 1,0-2,0.

Сравнительный анализ известных технических решение не выявил идентичных и эквивалентных признаков предлагаемому решению, а, именно:

- приготовление брикетов из мелких фракций ферросилиция и флюсов;

- применение для очистки ферросилиция флюсов в виде смеси кварцевого песка и известняка, образующие расплав с основностью 0,25-0,35; кратностью флюсов 0,18-0,25;

- проплавление в печи брикетов из ферросилиция и флюсов в расплаве флюсов;

- внесение окислительными флюсами кислорода для окисления алюминия в количестве 5,5-7,0 раз превышающие стехиометрическое соотношение.

Совокупность признаков как известных, так и неизвестных в их взаимосвязи позволяет получать технический результат более высокого уровня по сравнению с известными, а именно:

- повысить качество ферросилиция за счет совместного расплавления брикетов и флюсов, что позволяет проводить очистку на стадии расплавления и значительно снижает содержание алюминия в сплаве;

- снижение основности флюсов позволяет более полно использовать окислительный потенциал кремнезема;

- превышение стехиометрического соотношения алюминий-кислород кремнезема способствует гарантированному снижению алюминия в ферросилиции.

Таким образом, предлагаемое техническое решение отвечает критериям изобретения - изобретательский уровень и промышленная применимость.

Осуществлении способа

Рафинирование ферросилиция, с содержание алюминия в сплаве 1,8 мас. %, проводили в дуговой электрической печи периодического действия мощностью 3 мВт, до содержания алюминия в сплаве менее 0,1 мас. %.

При проведении испытаний применяли ферросилиций марок ФС 75 и ФС 65, с содержанием алюминия в сплавах 1,8 мас. %, кварцевый песок, известняк. Компоненты смешали с жидким силикатом натрия и брикетировали. Полученные брикеты сушили и, после сушки, загружали в руднотермическую печь для проплавления. Для более полного удаления алюминия из расплава ферросилиция в печь предварительно загружали кварцевый песок и известняк, расплавляли и загружали брикеты. После расплавления брикетов расплав сливали в ковш и ферросилиций разливали на слитки.

Отбирали пробы ферросилиция и флюсов для определения состава флюсов и количества алюминия в ферросилиции, отношения фактического количества окислителя к необходимому для окисления алюминия.

Пример 1. Ферросилиций марки ФС 75 фракцией менее 0,5 мм, кварцевый песок и известняк, создающие основность флюсов 1,0, смешали с жидким стеклом для приготовления брикетов. Брикеты высушили и проплавили в электрической печи. После разливки рафинированного сплава, выполнили анализ сплава и состава флюсов. Содержание алюминия после рафинирования составило 0,40 мас. %. Кратность конечного шлака составила - 0,05. Отношение фактического количества окислителя к необходимому для окисления алюминия составило - 1,13.

Пример 2. Из ферросилиция ФС 75, фракцией 0-5 мм, кварцевого песка и известняка, взятых в соотношении создающие основность флюса 0,75, приготовили брикеты, которые после сушки проплавили в печи. После проплавления, расплав слили в ковш и ферросилиций разлили. Содержание алюминия в сплаве составило 0,30 мас. %. Кратность конечного шлака составила - 0,10. Отношение фактического количества окислителя к необходимому для окисления алюминия - 2,0.

Пример 3. Брикеты из ферросилиция ФС 65, фракцией 0-5 мм, кварцевого песка, известняка и жидкого стекла, в соотношении создающие основность равную 0,50, высушили, и проплавили в руднотермической печи и разлили. Содержание алюминия в сплаве составило 0,20 мас. %. Кратность конечного шлака составила - 0,125. Отношение фактического количества окислителя к необходимому для окисления алюминия 2,6.

Проведенные первые опытные плавки не позволили получить заданный результат (содержание алюминия менее 0,1 мас. %) ввиду высокой основности, что снижает окислительный потенциал флюсов, и недостаточной кратности флюсов. При проведении последующих опытных плавках в печь дополнительно загружали флюсы из кварцевого песка и известняка, расплавляли и, затем загружали брикеты из ферросилиция и флюсов.

Пример 4. Приготовленные из ферросилиция ФС 75 и флюсов, взятых в соотношении песка и известняка в соотношении 3:1, брикеты загрузили в печь с предварительно расплавленными флюсами из песка и известняка, взятых в соотношении 2:1, в количестве 2,5 мас. % от количества загруженного с брикетами ферросилиция, проплавили перелили в ковш и разлили. Содержание алюминия в сплаве получилось 0,16%. Суммарная основность флюсов составила 0,40, кратность 0,14. Отношение фактического количества окислителя к необходимому для окисления алюминия составило 3,97.

Пример 5. Из ферросилиция марки ФС 75, фракцией менее 5 мм приготовили брикеты, соотношение кварцевого песка известняка составило 3:1, загрузили в печь с предварительно расплавленными флюсами из песка и известняка, взятых в соотношении 4:1, в количестве 5,0 мас. % от количества загруженного с брикетами ферросилиция, проплавили перелили в ковш и разлили. Содержание алюминия в сплаве получилось 0,10%. Суммарная основность загруженных в печь флюсов составила 0,35, кратность 0,18. Отношение фактического количества окислителя к необходимому для окисления алюминия 5,5.

Пример 6. Из ферросилиция марки ФС 75, фракцией менее 5 мм приготовили брикеты, соотношение кварцевого песка известняка составило 3:1 проплавили в печи с предварительно расплавленными флюсами из песка и известняка, взятых в соотношении 4:1, в количестве 7,5 мас. % от количества загруженного с брикетами ферросилиция, проплавили перелили в ковш и разлили. Содержание алюминия в сплаве получилось 0,08%. Суммарная основность флюсов составила 0,28, кратность 0,22. Отношение фактического количества окислителя к необходимому для окисления алюминия 6,0.

Пример 7. Из ферросилиция марки ФС 75, фракцией менее 5 мм приготовили брикеты, соотношение кварцевого песка известняка составило 3:1 проплавили в печи с предварительно расплавленными флюсами из песка и известняка, взятых в соотношении 4:1, в количестве 10 мас. % от количества загруженного с брикетами ферросилиция, проплавили перелили в ковш и разлили. Содержание алюминия в сплаве получилось 0,07%. Суммарная основность флюсов составила 0,26, кратность 0,23. Отношение фактического количества окислителя к необходимому для окисления алюминия 6,8.

Пример 8. Из ферросилиция марки ФС 65, фракцией менее 5 мм приготовили брикеты, соотношение кварцевого песка известняка составило 5:1 проплавили с расплавленными флюсами из песка и известняка, взятых в соотношении 4:1, в количестве в количестве 12 мас. % от количества загруженного с брикетами ферросилиция, проплавили перелили в ковш и разлили. Содержание алюминия в сплаве получилось 0,08%. Суммарная основность флюсов, загруженных в печь, составила 0,25, кратность 0,25. Отношение количества окислителя к необходимому для окисления алюминия составило 7,0.

Пример 9. Из ферросилиция марки ФС 65, фракцией менее 5 мм приготовили брикеты, соотношение кварцевого песка известняка составило 3:1. Приготовленные брикеты смешали с дополнительным количеством флюсов из песка и известняка, взятых в соотношении 3:1, в количестве 15 мас. % от количества загруженного с брикетами ферросилиция, проплавили перелили в ковш и разлили. Содержание алюминия в сплаве получилось 0,12%. Суммарная основность флюсов составила 0,33, кратность 0,45. Отношение количества окислителя к необходимому для окисления алюминия составило 8,4. Повышенная кратность флюсов препятствовала более полному массообмену между алюминием и окислительной составляющей флюсов.

Проведенные испытания показали, что при высокой основности окислительных флюсов, более 0,40, несмотря на низкую вязкость расплавленных флюсов, содержание алюминия в ферросилиции снижается, но недостаточно для выполнения целевых показателей, и причиной является недостаточные окислительная способность и кратность флюсов (примеры 1-4). При основности флюсов равное 0,25-0,35 происходит значительное снижение содержания алюминия в ферросилиции, данные интервалы в показателях являются оптимальным при рафинировании расплава высокопроцентного ферросилиция. Кратность окислительного флюса оптимальная 0,18-0,25. Отношение фактического количества окислителя к необходимому для окисления алюминия оптимальным является 5,5-7,0 (примеры 5-8). При повышении кратности флюсов более 0,25 и отношении фактического количества окислителя к необходимому для окисления алюминия более 7,0 (пример 9) планируемый показатель не достигается из-за недостаточной скорости массобмена между флюсами и ферросилицием.

Использование предложенной технологии рафинирования позволяет утилизировать и вовлечь в производство отсевы и пылевидные отходы, образующиеся при дроблении ферросилиция, повысить эффективность рафинирования кремния.

1. Способ рафинирования ферросилиция от алюминия, включающий расплавление ферросилиция в дуговой электропечи, формирование над расплавом шлака, отличающийся тем, что ферросилиций фракцией 0-5 мм брикетируют с помощью жидкого силиката натрия совместно с флюсами, состоящими из кварцевого песка и извести, расплавляют брикеты в расплаве флюсов из кварцевого песка и известняка, поддерживая суммарную основность загруженных в печь флюсов 0,25-0,35, при кратности флюсов 0,18-0,25.

2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что поддерживают окислительный потенциал флюсов превышающим теоретический потенциал в 5,5-7,0 раз.



 

Похожие патенты:

Изобретение относится к металлургии и касается технологической линии для производства ферросплавов, лигатур и огнеупорных материалов. Технологическая линия содержит размещенный после склада сырья участок шихтоподготовки, оборудованный взаимосвязанными системами приготовления шихтовых смесей с их одновременной сушкой и загрузки тиглей шихтой для осуществления синтеза, и участок дробления, помола и фракционирования спёков готовой продукции, размещенный после участка механической разделки тиглей со спёком, а участок синтеза содержит СВС реакторы, оборудованные запальными устройствами и подключенные к системам азотоснабжения и охлаждения, к системе вакуумирования и системе газоснабжения различными технологическими газами в зависимости от типа получаемой продукции.

Изобретение относится к металлургии и может быть использовано для индукционного переплава ферромарганца. Способ включает создание защитного слоя в тигле печи спеканием футеровочной массы в два этапа.

Изобретение относится к области черной металлургии, в частности к выплавке ферросплавов из чистой пятиокиси ниобия внепечным металлотермическим процессом. В способе осуществляют загрузки в шахту шихты, ее проплавление, выдержку и раздельный выпуск продуктов плавки.

Изобретение относится к области металлургии, а именно к особохладостойким конструкционным сталям, используемым для изготовления оборудования, предназначенного для хранения и транспортировки сжиженного природного газа.

Группа изобретений относится к получению гранулированного феррохрома. Способ включает гранулирование расплава феррохрома, содержащего 1-9 мас.% С, 25-70 мас.% Cr, ≤ 2,0 мас.% Si, остальное Fe и примеси не более 3 мас.%.

Изобретение относится к металлургии, в частности к процессу пирометаллургической переработки окисленной никелевой руды, содержащей цветные металлы и железо, с получением ферроникеля и чугуна.

Изобретение относится к области металлургии, в частности к производству ферросплавов алюмотермическим методом. В способе исходный ванадийсодержащий материал измельчают, смешивают с углеродистым восстановителем при соотношении суммы содержащихся в нем пентоксида ванадия и оксидов железа к углероду 1:(0,04-0,08), смесь окусковывают и подвергают термической обработке с получением окускованного продукта, который проплавляют совместно с остальными шихтовыми материалами, при этом восстановительный период плавки проводят в два этапа, при этом вначале проплавляют 5-30% от общего количества пентоксида ванадия, необходимого для получения жидкого полупродукта, при соотношении ванадия и железа в шихтовой смеси 1:(0,23-2,60), а остальное количество пентоксида ванадия - при соотношении 1:(0,10-0,22), причем доля пентоксида ванадия, задаваемого в окускованном виде на первом этапе, составляет 0,10-0,20 от общего его количества в шихтовой смеси и 0,30-0,90 - на втором этапе.
Изобретение относится к области черной металлургии и может быть использовано для получения рафинированного ферросилиция с содержанием алюминия и кальция 0,02-0,05%. В способе расплавляют ферросилиций в виде отсевов от дробления ферросилиция фракции 0-15 мм с содержанием алюминия до 2,5% и кальция до 0,7%, а рафинирование осуществляется со снижением алюминия и кальция в ферросилиции до 0,02-0,05%, при этом используют в качестве рафинирующих шлакообразующих смесь, состоящую из извести и окислительной добавки в виде железорудных окатышей, железорудного концентрата или железной руды в количестве 3-5% от веса исходного ферросилиция при соотношении известь:окислительная добавка (1:1,5)-2,5, соответственно, и плавикового шпата в количестве 6-7,5% от веса рафинировочных шлакообразующих.

Изобретение относится к области металлургии, а именно к технологии производства магнитных сплавов системы железо-алюминий-никель-кобальт, применяемых для получения постоянных магнитов электродвигателей и навигацинных устройств.

Изобретение относится к области металлургии и может быть использовано при выплавке ферромарганца в тигле индукционной печи. В способе перед загрузкой и расплавлением шихтовых материалов с получением расплава ферромарганца создают защитный слой в тигле печи спеканием футеровочной массы в два этапа, первый из которых осуществляют путем расплавления и удаления полученного расплава из печи, затем при постоянно включенном индукторе на дно прогретого тигля загружают куски ферромарганца фракции 50…600 мм, которые нагревают в температурном интервале 1240…1650°С до получения жидкофазного слоя расплава, после получения которого осуществляют загрузку шихтовых материалов путем засыпки кусков ферромарганца фракции 1…50 мм и осуществляют получение расплава ферромарганца в печи с вторичным спеканием футеровочной массы тигля для получения упрочненного защитного слоя в тигле, после чего осуществляют слив до 80% полученного расплава ферромарганца, причем часть расплава оставляют в печи для последующего переплава.

Изобретение относится к области металлургии и может быть использовано для ковшевой обработки стали. Проволока содержит металлическую оболочку и наполнитель на основе кальция с примесным содержанием магния.

Изобретение относится к черной металлургии, конкретно к получению железоуглеродистых сплавов в металлургических агрегатах. Способ включает загрузку металлической части шихты, плавление и слив железоуглеродистого расплава из плавильной печи с доводкой металла по химическому составу смесью, содержащей кремний и углерод, при этом используют смесь из карбидкремнийсодержащего материала с содержанием SiC не менее 70% в количестве 0,5-99,8 мас.

Изобретение относится к области черной металлургии, в частности к производству особонизкоуглеродистых сталей с внепечной обработкой и разливкой на установках непрерывной разливки стали.

Изобретение относится к области черной металлургии и может быть использовано для получения низкоуглеродистых сталей с повышенной коррозионной стойкостью для производства полосового проката.

Изобретения относятся к области металлургии, в частности к внепечной обработке расплавов чугуна или стали. Проволока для обработки металлургических расплавов содержит наполнитель в форме прессованного прутка неограниченной длины и оболочку, при этом пруток выполнен из двойных сплавов элементов, взятых из группы кальций, стронций и барий, с массовой долей одного из компонентов от 0,05 до 95,0%.

Изобретение относится к металлургии, а именно к легированию железа азотом. Способ легирования расплава железа азотом включает получение порошковой смеси путем перемешивания порошка железа с порошками нитридов бора или алюминия, полученную порошковую смесь прессуют в брикеты при давлении 30-40 МПа.
Изобретение относится к области черной металлургии и может быть использовано для получения рафинированного ферросилиция с содержанием алюминия и кальция 0,02-0,05%. В способе расплавляют ферросилиций в виде отсевов от дробления ферросилиция фракции 0-15 мм с содержанием алюминия до 2,5% и кальция до 0,7%, а рафинирование осуществляется со снижением алюминия и кальция в ферросилиции до 0,02-0,05%, при этом используют в качестве рафинирующих шлакообразующих смесь, состоящую из извести и окислительной добавки в виде железорудных окатышей, железорудного концентрата или железной руды в количестве 3-5% от веса исходного ферросилиция при соотношении известь:окислительная добавка (1:1,5)-2,5, соответственно, и плавикового шпата в количестве 6-7,5% от веса рафинировочных шлакообразующих.

Изобретение относится к области черной металлургии и может быть использовано при производстве конструкционных низколегированных сталей. В способе осуществляют получение в сталеплавильном агрегате полупродукта и его внепечную обработку в сталеразливочном ковше путем введения в жидкий металл алюминия и нитридообразующих элементов, непрерывную разливку металла в сортовую заготовку сечением не менее 125×125 мм.

Изобретение относится к черной металлургии, в частности к внепечной обработке металлургических расплавов порошкообразными реагентами. Порошковая проволока состоит из стальной оболочки и наполнителя из механической смеси легкоплавкого азотсодержащего вещества - гранулированного карбамида и железа в виде мелкоизмельченного материала, например железного порошка.

Изобретение относится к металлургической промышленности и может быть использовано для рафинирования различных марок стали, наведения, разжижения и нейтрализации шлаков в агрегатах ковш-печь при внепечной обработке сталей, для ускоренного получения рафинировочных шлаков на поверхности жидкого расплава и нейтрализации их разрушающего влияния на футеровку путем образования в зоне взаимодействия шлака с магнезиальной футеровкой ковша защитной шпинели.

Изобретение относится к черной металлургии и может быть использовано при переработке марганецсодержащего сырья. Процесс выплавки ведется непрерывно в трехзонной печи. В первой зоне расплавляют марганецсодержащее сырье, подавая кислород и углеродсодержащие материалы. При этом между плавильной окислительной и восстановительной зонами устанавливают сплошные перегородки с образованием промежуточной зоны, в которой осуществляют дефосфорацию марганецсодержащего оксидного расплава с использованием в качестве СО-содержащих газов компремированные отходящие из восстановительной зоны, которыми продувают оксидный расплав через нижние фурмы, при этом отходящие газы промежуточной зоны дожигают во время расплавления, а печные газы, содержащие газообразный фосфор, после очистки пропускают через водяной затвор, в котором улавливают фосфор. Изобретение позволяет получать высокосортные низкофосфористые марганцевые ферросплавы из марганецсодержащего сырья с повышенным содержанием фосфора. 1 ил., 1 пр.
© Патентный поиск, поиск патентов на изобретения - FindPatent.RU 2012-2024
Политика конфиденциальности 2018-12-25 2019-08-16T10:00:02
Наверх