Выплавку силикоалюминия в СССР ведут в открытых круглых печах мощностью 16,5—24 МВА непрерывным
процессом с закрытым колошником. Футеровка печи угольная. Полезное фазовое напряжение составляет ~50 В. Для улучшения показателей рекомендуется компенсация реактивной мощности. Основным сырьем служат различные алюмосиликаты, например, обогащенный каолин (46—48 % SiO2, 37-39 % Al2O3, 0,4-0,8 % Fe, 0,4-0,8 % Ti, 0,4 % CaO и другие примеси), дистен-силлиманиты, глинозем и углеродистые восстановители; концентрат газового угля и нефтяной кокс. Шихтовые материалы представляют собой мелкодисперсный материал и требуют предварительного брикетирования. Готовые брикеты содержат в среднем 48% каолина, 17% глинозема, 33% восстановителя и 2% связующего. Брикеты загружают в печь по труботечкам. На 350 кг брикетов должно расходоваться 1000 кВт-ч электроэнергии. При повышенном расходе электроэнергии увеличивается оплавление гарнисажа и испарение низших оксидов кремния и алюминия. В случае слишком быстрого схода шихты увеличивается образование настыли на подине печи, что приводит к подъему электродов и затруднениям при выпуске.

Нормальная работа печи характеризуется устойчивой и глубокой (~1800 мм) посадкой электродов в шихте и
равномерным газовыделением по всей поверхности колошника, наличием конусов шихты вокруг электродов. Выплавка силикоалюминия характеризуется значительным образованием карбида кремния, часть оксидов шихты не восстанавливается, переходя в шлак. Мощность высокотемпературного источника тепла, электрической дуги, снижена. Основной причиной этих осложнений является высокая электрическая проводимость шихты, в том числе вследствие избытка восстановителя. Для снижения электрической проводимости шихты в печь систематически загружают смесь кварцита с восстановителем (1:1). Загрузку брикетов при этом временно прекращают. При недостатке восстановителя наблюдается неустойчивая нагрузка на электродах, в печи накапливается шлак, затягивающий выпускное отверстие, а электроды поднимаются вверх. Для исправления хода печи к электродам подают небольшими порциями газовый уголь. Лучшие результаты получены, когда 75—60 % восстановителя вводится в виде газового угля и 25—40 % — нефтекокса. Выпуск сплава производится непрерывно через одну или две летки в футерованный ковш. Выпускное отверстие периодически (по 15—20 мин в течение каждого часа) прожигают электрической дугой, добиваясь полного удаления шлака. В случае значительных затруднений при выпуске прибегают к прожигу канала летки кислородом. Сплав содержит 60—62 % Al; 36—38% Si; 1,4—2,3% Fe; 0,5-1,0% Ti; 0,8—1,2% Ca; 1,5—2,2% С и 14-18% неметаллических включений. Шлак обычно содержит 30—60 % Al2O3; 20—50 % SiC; 2—20 % SiO2; до 5 % (Al4C3 + Al4O4C) и 1,5—2% CaO. После выпуска для очистки сплава от неметаллических примесей применяют рафинирование, этот процесс основан на явлении смачивания неметаллических примесей флюсами.

Рафинирование разбавленного первичного сплава производится в две стадии:

  1. рафинирование от неметаллических примесей флюсами при 750—950 °С (смесь фтористых и хлористых солей натрия, калия и алюминия переводят в шлак, который затем удаляют из расплава);
  2. фильтрация после постепенного охлаждения сплава до 600°С через кварцевую крупку в фильтровальной воронке для разделения образующейся твердой кристаллической фазы (интерметаллические включения и неметаллические соединения) и эвтектического сплава (силуминового расплава), при этом остаток на фильтре содержит до 60—70 % металлической фазы.

Для увеличения выхода годного разрабатываются новые способы рафинирования: центробежный, в статическом
электромагнитном и в бегущем магнитном полях. После рафинирования сплав, содержащий 59—62 % Al; 34—37 % Si; 1,5—1,9 % Fe; 0,5—0,7 % Ti; 0,9—0,8 % С, в жидком виде передается в отделение получения силумина или на
разливку в чушки. Остатки на фильтре содержат 72—76 % Al; 16—22 % Si; 1,5—2,6 % Fe; 2—4 % Mn и небольшие
количества других примесей (Cr, Са, Sn), которые после переплава могут быть использованы для комплексного раскисления или в качестве восстановителя при металлотермических процессах. На 1 т рафинированного сплава
расходуется 2,1 т каолина, 0,8 т глинозема, 1,2 т газового угля, 0,28 т нефтяного кокса; расход электроэнергии составляет 510 ГДж (14500 кВт-ч).

В целях экономии глинозема выплавку силикоалюминия осуществляли из кусковой шихты, состоящей из
углеродистого восстановителя, кварцита и электрокорунда. Опытные плавки были проведены в круглой печи при мощности в 9830 кВт. Колоша шихты содержала 136 кг электрокорунда, 112 кг кварцита, 131 кг газового угля. Фактическое количество углерода в шихте составило 85 % от теоретически необходимого. Особенностью опытных плавок были более стабильная работа печи и устойчивая посадка электродов. Полученный сплав 60, 63 % Al, 35, 77 % Si, 0,80 % Ti и 2,2 % Fe. Общий расход шихты снизился на 5,5 % в результате уменьшения потерь в улет, расход глинозема снизился на 26,2 % и электроэнергии на 4,1 %. В тех случаях, когда к силикоалюминию предъявляют менее жесткие требования по содержанию железа, в качестве шихты может быть использована зола минерального топлива. Первые положительные опыты были проведены В. П. Елютиным и Р. Н. Григорашем, которые из золы челябинских углей получили сплав с ~20% Al и ~45% Si Г. Ш. Микеладзе получил из золы ткибульских сланцев и сланцевого кокса сплав: 33,36 % Al, 42—46 % Si и 14—18 % Fe. Расход электроэнергии составлял 46800 МДж/т (13000 кВт-ч/т) сплава, извлечение алюминия 75%, кремния 70%. Сплав с 33% Al и 33 % Si был получен из ткибульского угля и из отходов от его обогащения (расход на 1 т сплава соответственно 2,5 и 2,8 т) при расходе электроэнергии 49914 МДж/т (13865 кВт-ч/т) на опытной печи мощностью 1000 кВА.

Силикоалюминий и ферросиликоалюминий выплавляли из окускованного силлиманитового концентрата (минерал состава Al[AlSiO5]). Возможно использование и галлуазитовых (галлуазит содержит 44,75 % SiO2 и 36,94 % Al2O3, остальное Fe2O3, FeO, CaO, K2O и Na2O) или бокситоподобных глин, аргилитов, а также обогащенных диаспоровых кварцитов, из которых был получен концентрат с 70% Al2O3 и 15—18% SiO2. Успешно опробована
выплавка ферросиликоалюминия из отходов Экибастузского угольного месторождения, содержащих 49,3—72,7 % золы, 12,8—17,2 % летучих, 3—6 % влаги и 14,5—33,5 % С. Примерный состав золы, %: SiO2 63; Al2O3 31; CaO 0,7; MgO 0,5; FeO 2,5. При плавке в печи 1,2 MB А был получен сплав содержащий 62,5% Si и 13,5% Al, на 1 т сплава
расходовалось 1510 кг угольных отходов, 539 кг кварцита, расход  электроэнергии 37548 МДж/т (10430 кВт -ч/т). Извлечение кремния и алюминия в сплаве составляло соответственно 91,8 и 85%. Успешно опробована выплавка
ферросиликоалюминия из бокситов. Ферроалюминий выплавляли непрерывным процессом на печи мощностью 1,2 MB A из электрокорунда, железной стружки и коксика. Полученный сплав содержал 8—20% Al, 2—3,5% Si, 3—1 % С, <0,03 % S и <0,04 % P. Расход электроэнергии составлял 14040 МДж/т (3900 кВт-ч/т).

Для выплавки ферромарганецалюминиевого сплава ФМнА использовали электрокорунд, передельный углеродистый ферромарганец, стальную стружку и коксик. Плавку вели непрерывным методом. На 1 т сплава, содержащего 8—11 % Al, 35—40% Mn и 2—4% Si, израсходовано 400 кг электрокорунда, 440 кг углеродистого ферромарганца, 340 кг стружки, 160 кг коксика, расход электроэнергии составил 12960 МДж (3600 кВт-ч). Комплексный раскислитель ФАМС (10 % Al), 25 % Mn, 13 % Si) получают непрерывной плавкой, расходуя на 1 т сплава 700 кг ставролитового концентрата (36—50 % Al2O3, 36—38 % SiO2 и 13—15% Fe2O3), 400 кг СМн17, 380 кг кокса, 630 кг стружки при расходе электроэнергии 18720 МДж (5200 кВт-ч). Сплав такого состава не рассыпается при хранении. Сплавы типа АМС могут быть получены углевосстановительным процессом из марганцевых руд и каменного угля. Необходимость проведения работ по производству комплексных алюминиевых ферросплавов
вызвана следующими причинами:

  1. ограниченностью запасов высококачественных бокситов для производства алюминия, наличием больших
    запасов комплексного сырья и алюминосодержащих отходов;
  2. высокой стоимостью первичного алюминия, высоким угаром его при раскислении стали, ограниченностью ресурсов вторичного алюминия и высоким содержанием в нем вредных примесей;
  3. высокой эффективностью использования комплексных сплавов.

Так, разработанный нами на ЧЭМК сплав ЖАК-1, содержащий 50—65% Al, 2—7% Ca, 10—30% Fe и <14 % Si успешно опробован в промышленных масштабах для химического закупоривания конструкционной кипящей стали, разливаемой в 16—20-т слитки на ММК. При введении сплава ЖАК-1 вместо гранулированного алюминия улучшается макроструктура слябового раската, что позволяет снизить головную обрезь на слябинге на 1,14 %.

Расход алюминия в виде ферроалюминия при раскислении стали уменьшен в 2,5 раза. При использовании сплава ФАМнС уменьшился расход углеродистого ферромарганца в два раза, а расход алюминия и ферросилиция — на 20%. Снижение затрат при использовании комплексных сплавов сопровождается улучшением качества металла. По данным А. В. Маринина при раскислении стали ферроалюминием ( ∼ 60 % Al) увеличивается ударная вязкость, особенно при отрицательных температурах, возрастает выход толстого листа высшего качества. Э. Н. Михайлов показал, что применение сплава Mn—Al (51 % Mn, 12,4% Al и 2,7% Si, 2 % С и ост. Fe) для раскисления конструкционной кислородно-конвертерной стали в ковше более эффективно, чем раздельное введение в металл марганца и алюминия. При раскислении сплавом Mn—Al улучшается макроструктура металла, уменьшается его загрязненность неметаллическими включениями и повышаются механические свойства. Выбор сырья и способа производства алюминосодержащих сплавов должен в каждом отдельном случае определяться экономическим расчетом для конкретных условий.