Охрана труда и техника безопасности

Оценка условий труда в металлургии [25].

В настоящее время создание абсолютно безопасных условий труда на промышленных предприятиях невозможно. Важнейшей проблемой в инженерной охране труда является обеспечение допустимых условий труда на рабочих местах. Вредные условия труда это причина профессиональной и производственно обусловленной заболеваемости. На предприятиях металлургического комплекса уровень заболеваемости составляет 10,96 на 10000 работающих. По России на 2005г заболеваемость на предприятиях не металлургического комплекса составила 1,99 на 10000 работающих. В металлургическом производстве на рабочих действует целый комплекс вредных факторов, которые в отдельности могут не превышать нормативных значений, но в сочетании друг с другом приводить к неблагоприятным эффектам. На предприятиях металлургического комплекса наиболее опасными являются цеха по выплавке, разливки и прокатке металла.

Рис.3.Структура заболеваемости в листопрокатном производстве (12 основных видов).

Средний уровень заболеваемости составляет 47,41 случаев на 100 рабочих. В структуре заболеваемости основной удельный вес составляют острые респираторные заболевания – 39,4% и 45,8%, болезни костно-мышечной системы-8,8% и 10,0%, травмы в быту, гипертоническая болезнь, психические расстройства.

Рис.4. Структура заболеваемости в сталеплавильном цехе

	Болезни почек, мочевых путей		Болезни женских органов
	Болезни уха		Гипертонические болезни
	Болезни глаза		Травмы в быту
	Инфекции кожи		Болезни костно-мышечной системы
	Психические расстройства		Болезни органов дыхания
	Прочие болезни

Рис.5.Сравнение уровня заболеваемости по видам болезней в электросталеплавильном цеху (ЭСПЦ), листопрокатном производстве (ЛПП), кислородно-конверторном цеху (ККЦ) по 11 самым распространенным формам заболеваний.

В ЭСПЦ несколько ниже уровень заболеваемости по сравнению с цехами ККЦ и ЛПП, что объясняется особенностями технологического процесса.

На рабочего одновременно воздействуют несколько производственных факторов. На рис.6 представлена пространственная модель присутствия факторов на рабочих местах плавильного отделения. Интенсивность штриховки зависит от рассчитанных весовых коэффициентов. Пересечение нескольких полей демонстрирует наличие одновременных (сочетанных) воздействий.

	Машинист заливочного крана		Сталевар (пульт управления)
	Сталевар 1		Сталевар 3
	Подручный сталевара 1		Машинист заливочного крана
	Сталевар 2		Подручный сталевара 3
	Подручный сталевара 2		Мастер

Рис.6.Модель совокупного воздействия вредных факторов на рабочих местах плавильного отделения.

Выведено уравнение регрессии при анализе воздействия отдельных вредных факторов на заболеваемость работников электросталеплавильного производства.

Y = 32,94 + 3,005*L _(шум) + 2,092*С _(пыль) + 14,985*С ₍_MnO2) + 12,068T _{(темпер.)} + 7,257*Е _{(излучение)} (7)

Из уравнения следует, что на заболеваемость наибольшее влияние оказывают изменение температуры воздуха рабочей зоны и концентрация оксида марганца. В меньшей степени на заболеваемость влияет изменение освещенности, шума и запыленности воздуха.

Оценка класса условий труда на рабочих местах в ЭСПЦ приведена на рис.7.

Рис.7. Сравнение класса условий труда в ЭСПЦ.

Рис.8. Сравнение класса условий труда в цехах ЛПП и ККЦ.

На рис.8 приведены диаграммы, на которых представлены результаты определения класса условий труда на выбранных рабочих местах для цехов ЛПП, ККЦ и ЭСПЦ. Для удобства восприятия на диаграмме представлено несколько, наиболее характерных, рабочих мест для каждого цеха.

Работа связана с профессиональным риском. Разработаны критерии профессионального риска. По Р 2.2.1766-03 основным критерием профессионального риска является не уровень вредного фактора, полученный при замерах, а степень влияния фактора на уровень заболеваемости работающих. В таблице 15 приведены результаты сопоставления категорий профессионального риска по нескольким рабочим местам.

Таблица 15

Категории профессионального риска

Производства (цех)	Профессии	Категории профессионального риска
Класс условий труда по методике совокупного влияния	Класс условий труда по руководству Р 2.2.2006-05

ККЦ-2	Сталевар/подручный сталевара (сталеплавильный участок)	Высокий (непереносимый) риск	Очень высокий (непереносимый) риск
Сталевар/подручный сталевара (участок внепечной обработки стали)	Очень высокий (непереносимый) риск	Очень высокий (непереносимый) риск
Оператор двухпозиционного стенда	Высокий (непереносимый) риск	Средний (существенный) риск
ЛПП	Оператор ПУ стана холодной прокатки	Малый (умеренный) риск	Средний (существенный) риск
Вальцовщик стана холодной прокатки	Высокий(непереносимый) риск	Очень высокий (непереносимый) риск
Термист	Очень высокий (непереносимый) риск	Очень высокий (непереносимый) риск
ЭСПЦ	Сталевар/подручный сталевара (сталеплавильный участок)	Средний (существенный) риск	Средний (существенный) риск
Сталевар/подручный сталевара (участок внепечной обработки стали)	Малый(умеренный) риск	Средний(существенный) риск
Сталевар/подручный сталевара (АКОС)	Средний (существенный) риск	Средний (существенный) риск
Оператор	Малый (умеренный) риск	Средний (существенный) риск
Разливщик	Средний (существенный) риск	Средний (существенный) риск

На рис. Показана диаграмма распределения рабочих мест по категориям

На рис. 9 показана диаграмма распределения рабочих мест по категориям профессионального риска профессионального риска.

Рис.9. Диаграмма распределения рабочих мест по категориям профессионального риска.

При разработке мероприятий по охране труда особое внимание необходимо уделить таким рабочим местам, как – сталевар/подручный сталевара и термист

Утилизация отходов

По фазовому составу отходы разделяют: твердые (пыль, шламы, шлаки), жидкие (растворы, эмульсии, суспензии), газообразные (оксиды углерода, азота, соединения серы).

Пыль улавливается газоочистными установками, затем подается в накопитель шлама и оттуда направляется на переработку. В электропечах выплавляют стали, сплавы разного марочного состава, поэтому химический состав шламов изменяется в широких пределах. Средний состав таких шламов [19]: в %

Feобщ. 30,0 – 55,0; SiO ₂ 2,0 – 12,0; Al ₂ O ₃ 0,3 – 10,0; CaO 1,5 – 17,0; MgO 5,0 – 27,0; Mn 1,5 – 5,5; P ₂ O ₅ 0,002 – 0,25; Sобщ. 0,02 – 0,5; Cr < 10,0; Ni < 8,0; Zn < 2,0; Pb < 1,0.

Для таких шламов характерно наличие большого количества частиц малых размеров:

Размер частиц, мм 0,05 – 0,01 0,01 – 0,005 < 0,005

Содержание, % 15 – 40 20 – 40 20 – 40

Плотность шламов достигает 4,5т/м ³. Удельный выход шламов меняется от 0,5 до 7,5 % и зависит от интенсивности применения кислорода и емкости агрегата.

Из – за большого содержания ценных элементов шламы возможно возвращать в металлургию, предварительно окомковав и превратив шламы в окатыши; целесообразнее в металлизированные окатыши. Введение не обработанного шлама в ДСП, например через свод из бункера, снабженного шнековым питателем, проводимое неоднократно, существенно увеличило продолжительность плавки (раза в 3 – 4) и не дало реальной экономии процесса выплавки сталей.

Одна из схем получения окатышей из шлама показана на рис. 10. Технологическая линия начинается с бункеров, в которых находятся: шлам, пыль, известняк, доломит, бентонит и возврат, снабженные тарельчатыми питателями. Для взвешивания компонентов шихты устанавливаются весы ленточного типа. Шихта смешивается в двухвалковых смесителях шнекового или роторного типа. Сырые окатыши получают либо в барабанном, либо тарельчатом окомкователе. Последующий рассев окатышей производится на вибрационном грохоте. Сушку и обжиг проводят по специальному режиму в интервале температур 200 – 1100 ⁰ С. Охлаждают окатыши замедленно, для предупреждения их рассыпания. Окатыши могут рассыпаться из–за микронапряжений, образующихся при фазовом превращении β2CaO*SiO ₂ в γ2CaO*SiO ₂ в районе 570 ⁰ С. Фазовое превращение сопровождается увеличением объема на 10%. Есть удачный опыт переработки шламов, не переводя их в окатыши. Для переработки используют процесс РОМЕЛТ. Но для реализации необходимо создать специальный цех по переработке железосодержащих руд. (См. рис.10,11прил.2)

6.1. Переработка и использование металлургических шлаков.

Металлургические шлаки, после извлечения из них корольков металла, являются ценным сырьем, особенно для производства строительных материалов. Наиболее ценными считаются доменные шлаки и шлаки процесса РОМЕЛТ. Количество шлака порядка 1,2 - 2,0т на тонну чугуна. Шлак стабилен по химическому составу и имеет основность в пределах 0,7 – 1,0, что придает им жидкотекучесть (см. рис.4 – 5, ч. 1). Основная идея первоначальной обработки – это измельчение шлака, используя тепло расплава. Шлак измельчается при резком охлаждении в результате возникновения в нем больших по величине макронапряжений. Шлак растрескивается из–за образующихся напряжений при фазовом превращении β2CaO*SiO ₂ в γ2CaO* SiO ₂ в районе 570 ⁰ С. Превращение сопровождается изменением объема на 10%. Шлак из агрегата плавки сливают в шлаковые чаши, которые вывозят из цеха. Для быстрого охлаждения полужидкий шлак выливают в бассейны с водой. При сливе шлака возможен мощный выброс пара, типа взрыва, а также загрязнение атмосферы неконтролируемыми газовыми выделениями: сероводородом, сернистым ангидридом и загрязнение прилегающей территории. Затем охлажденный шлак извлекают из водного бассейна, омагничивают с целью извлечения корольков металла, и шлак рассеивают на ситах (грохотах). Полученный шлак направляют в строительную промышленность для изготовления щебня, шлако - портлант цемента, стеновых блоков и т.п. изделий.

Вода, применяемая для раздробления шлака, насыщается известью (гидратной щелочью), сероводородом, тиосульфатом, аммиаком при общей минерализации до 5,15г/л и РН 9 – 11. Жесткость воды очень высока. Сброс такой воды в водоемы общественного пользования вызывает тепловое, химическое и механическое загрязнение водоемов, а сброс в источники питьевого водопользования недопустим.

Длительное пребывание высоко щелочной воды в резервуарах, водоемах сопровождается поглощением углекислого газа из атмосферы с последующим выпадением кристаллического осадка карбоната кальция на дне водоемов и коммуникационных трубопроводов. Радикальным средством защиты водоемов от загрязнений стоками переработки шлаков является создание надежных замкнутых систем оборотного водоснабжения. Созданы замкнутые установки получения гранулированного шлака с утилизацией тепла расплава. Схемы представлены на рис.11,12. По схеме, показанной на рис.13, расплавленный шлак из шлакоприемника 1 перетекает через отверстие 2 в перегородке в шлаковую ванну 3. В ванне 3 вращается барабан 4, наружная поверхность которого образована навитой в виде змеевика трубкой 5 с входом и выходом из нее воды по оси барабана. Труба – змеевик снаружи залита чугуном. На поверхность змеевика налипает расплавленный шлак, образуя корочку толщиной 2 – 15мм (в зависимости от скорости вращения барабана). Вода, подаваемая в барабан, нагревается шлаком и превращается в пар, шлаковая корочка на поверхности барабана охлаждается, растрескивается и ножом шлакоснимателем 7 гранулированный шлак отделяется от барабана и попадает в бункер готовой продукции. Меняя скорость вращения барабана, можно изменять толщину шлаковой корочки и, следовательно, производительность установки как по выходу гранулированного шлака, так и по выходу пара. Пар можно направить на пароэжекторный насос (Рис.19, 20, ч.1) или на иные технологические нужды.

Воздушная грануляция шлака по схеме (рис.12) происходит внутри большого бункера во встречном потоке вдуваемого снизу холодного воздуха. Гранулированный шлак выдается из нижней части камеры – бункера. При начальной температуре шлака 1200 – 1300 ⁰ С, холодный воздух в процессе движения вверх нагревается до 800 – 900 ⁰ С, затем используется в котле- утилизаторе змеевикового типа с принудительной циркуляцией пароводяной смеси. Водяной пар нагревается до 450 ⁰ С и направляется потребителю при давлении 4МПа. При воздушной грануляции 100т/час шлака и его охлаждении от 1300 – до 200 ⁰ С получается до 50 т/час пара, достаточного для обеспечения турбогенератора мощностью 10МВт. В случае перерыва подачи шлака предусмотрен прогрев змеевика теплом от топлива кислородных горелок.

На рис.13 показана схема установки, в которой используется тепло расплава при грануляции шлака водой.

По этому способу грануляция шлака, стекающего из шлакоприемника 1, происходит не только при взаимодействии струи шлака с водой в бассейне 2, но и при механическом и термическом воздействии на нее «отработанной» воды «грязного» контура. Гранулированный шлак непрерывно удаляется из бассейна наклонным ленточным скрепковым транспортером 3. Вода в контуре теплового потребителя 5 подогревается «грязной» водой первого контура в водяном бойлере 4. Недостаток схемы – невысокая эффективность водо – водяного бойлера. Температура воды не более 100 ⁰ С. Второй недостаток схемы – вода бойлера загрязняется и насосы, трубопроводы работают в условиях абразивного износа и коррозии.

6.2. Утилизация компонентов технологических и сбросных газов.

При выплавке электростали в ДСП, в окислительный период выгорает углерод. Выделяются монооксид углерода (СО) и водород (Н ₂). Обычно монооксид и водород дожигают до диоксида (СО ₂) и воды. Дожигание организуют в объеме печи, что уменьшает затраты энергии при производстве стали. Дожигают газы кислородом при непрерывном контроле состава отводимой газовой фазы. Для более эффективного дожигания, авторы [20] предложили вводить кислород в специальную цилиндрическую камеру сбоку - тангенциально, (по подобию способа подачи воздуха в плоско – пламенную горелку). (Рис.14)

Такой способ ввода позволяет раскрутить поток кислорода и создать в центре цилиндра разряжение, которое засасывает продукты из рабочего пространства печи и смешивает их с циркулирующими струями кислорода. Увеличивается степень дожигания СО и Н ₂.

Очистка сбросных газов от диоксида углерода (СО ₂) обычно проводится промывкой отводимых газов водой под давлением. Водная очистка является типичным процессом физической абсорбции, при которой СО ₂ находится в растворе преимущественно в свободном виде. Для водной абсорбции СО ₂ используют, как правило, насадочные скрубберы, работающие под давлением 1 – 3 МПа. Десорбция СО ₂ из водного раствора производится при постепенном понижении давления. На рис.15 показана схема типичной промышленной очистки газов. В промышленности также широко распространен метод очистки газов от СО ₂ растворами этаноламинов, чаще всего моноэтаноламином (МЭА). Это типичный хемосорбционный процесс, протекающий по реакциям:

СО ₂ + 2RNН ₂ + H ₂ ↔ (RNH ₃)CO ₃ (8)

СО ₂ + (RNH ₃)CO ₃ ↔ 2(RNH ₃)CO ₃ (9)

При поглощении СО ₂ при атмосферном давлении температура абсорбента (15 – 20% раствор МЭФ) на входе в скруббер составляет 20 – 40 ⁰ С. Для регенерации поглотительный раствор подогревают до 105 – 115 ⁰ С. Недостаток – повышенный расход тепла.

Более удобен способ физической абсорбции СО ₂ пропиленкарбонатом С ₄ Н ₆ О ₃ Растворимость СО ₂ в пропиленкарбонате примерно в три раза больше, чем в воде. Десорбция СО ₂ из раствора происходит только за счет снижения давления над пропиленкарбонатом. Сернистые соединения также поглощаются пропиленкарбонатом.

Десорбированная двуокись углерода (СО ₂) собирается, очищается от воды и примесей, сжимается компрессором и заправляется в емкости, которые используются в промышленности, например, в литейном производстве для продувки формовочных смесей, находящихся в формах.

Каждая большегрузная печь обслуживается отдельной системой улавливания, охлаждения и очистки печных газов. Дымососные установки для отсоса грязных газов установлены под рабочей площадкой печей, а газоочистки размещены на площадках в печном пролете и над печными подстанциями. Отсос газов осуществляется от отверстия в своде электропечи и от шумопылезащитных кожухов. (Рис.7 – 8, ч. 1) Уловленная пыль шнековыми транспортерами подается к окомкователю.

Приложение 1

Табл. 1

Нормы потерь металла (%) при выплавке в ЭСПЦ

№	Наименование группы и марок стали	Виды потерь
Литники	Скрап, брак, недоливки	Угар	Потери при зачистке
	Подшипниковые(ШХ15, ШХ15СГ…)	1,3	2,7	7,45	0,05
	Конструкционные (30ХГСА, 18Х2Н4ВА и т.п.)	1,3	2,7	5,05	0,05
	Конструкционные малолегированные 40Х, 55Г2 и т.п.	1,4	2,6	6,45	0,05
	Нержавеющие и хромоникелиевые (08-12Х18Н10Т, 10Х17Н2М2Т и т.п.)	3,2	2,3	11,4	0,05

Табл. 2

Коэффициенты усвоения легирующих и раскисляющих элементов из ферросплавов и легированного лома при выплавке стали в дуговых печах.[3]

№	Легирующие элементы	Содержание элемента в %	Коэффициент усвоения в %
Из ферросплавов	Из легированного лома
	Марганец	Менее 5%		60^* (85)
Более 5%		40^* (85)
	Кремний
	Никель
	Хром	Менее 3%		85^* (90)
Более 3%		80^* (90)
	Вольфрам
	Ванадий			20^* (50)
	Молибден
	Кобальт
	Титан		50 - 70
	Ниобий			50^* (80)
	Бор, цирконий
	Церий
	Алюминий, селен
	Сера
	Фосфор
	Азот
	Кальций
	Углегрод

*- коэффициент усвоения легирующего элемента из легированного лома при выплавке стали методом переплава с применением кислорода.

Табл. 3

Удельные расходы основных материалов и энергоресурсов на выплавку стали в ДСП-20 по группам марок

Наименование показателей	Значение
Группа марок стали	Нержавею-щие с никелем	Нержа-веющие без никеля	Инстру-менталь-ные	Конструк-ционные	Ших-товой ме-талл
Представительная марка стали	08Х18Н10Т	20Х13	4Х5МФС	40ХГНМА
Внепечная обработка	VOD	VOD	LF	LF + VD
1.Объем производства жидкой стали в тыс.т	19,0/20,0	4,0/4,2	26,1/27,5	23,0/24,2	5,3/5,6
2. Расходы основных материалов на выплавку, на 1т годного
2.1 Металлошихта, кг/т	1139,6	1140,0	1100,0	1105,0	1100,0
В т.ч: - легиров. отходы	510,0	500,0	600,0	514,0	-
- стальной лом	339,0	495,0	400,0	557,0	1085,0
-ферросплавы	290,6	145,0	100,0	34,0	15,0
-в том числе:
Алюминий, кусковой	2,0	0,7	1,5	1,5	1,0
-марганец металллич.	12,0
-ферромарарганец в/у		3,7	3,0	7,8
-ферросилиций куск.	15,0	15,0	12,5	2,5	10,0
-ферросилиций порошок	-	-	5,0	3,0	4,0
-феррохром 650-800	190,0	120,6	51,0	-	-
-ферромолибден 55%	-	-	14,0	2,8
-феррованадий 35%	-	-	10,0	-	-
-железная руда кг/т	-	-			10,0
Внепечная обработка	VOD	VOD	LF	LF + VD
2.2Al крупка, кг/т	1,0	1,0	0,5	0,5	1,0
2.3Проволока Al, кг/т	0,5
3.Известь, кг/т
4.Плавиковый шпат, кг/т
5.Кокс кусковой, кг/т	-	-
6. Электроды на ДСП и печь-ковш, кг/т	4,0	4,0	4,5	4,5	4,0
7.Огнеупоры на ДСП и печь-ковш, кг/т
8.Огнеупорные порошки на ДСП и печь ковш, кг/т
9.Выход шлака, кг/т
10.Выход пыли, кг/т
Расходы энергоресурсов на выплавку 1т годного
1.Электроэнергия, кВт. ч/т на ДСП
2.- \|\| - на ковш - печь	-	-			-
3.Расход электроэнергии на общецеховые нужды, кВт. ч/т – 25
4.Кислород, нм³/т на ДСП	22,4	22,4
5. - \|\| - на VOD	19,1	19,1	-	-	-

Продолжение табл. 3.

Наименование показателей	Значение
Группа марок стали	Нержавеющие с никелем	Нержаве-ющие без никеля	Инстру-менталь-ные	Конструк-ционные	Ших-товой металл
Представительная марка стали	08Х18Н10Т	20Х13	4Х5МФС	40ХГНМА
Внепечная обработка	VOD	VOD	LF	LF + VD
6.Аргон, нм³/т на печь-ковш	-	-	0,3	0,3
- \|\| - на VOD/VD	0,95	0,95	-	0,45
7. Природный газ, нм³/т	17,3
8. Сжатый воздух, нм³/т	16,0
9. Охлаждающая вода на ДСП, нм³/т
- \|\| - на ковш-печь	-	-
- \|\| - на VOD
10.Пар на насос, кг/т
11.Азот, нм³/т

Табл. 4

Удельные расходы материалов и энергоресурсов на разливку стали в слитки, на 1т черных слитков

Наименование показателей	Значение
Экзотермические вкладыши, кг/т
Изложницы и разливочный припас, кг/т
Огнеупорный сифонный припас, кг/т	12,5
Огнеупорные порошки и массы, кг/т
Природный газ, нм³/т

Продолжение таблицы 4

Наименование показателей	Значение
Сжатый воздух, нм³/т
Электроэнергия на дуговой обогрев, кВт. ч/т
Отходы металла при разливке в слитки, кг/т
- скрап в ковше	5,0
- литники	19,0
- недоливки

Табл. 5

Удельные расходы материалов и энергоресурсов на разливку стали на МНЛЗ, на 1т литых заготовок

Наименование показателей	Единица измерения	Количество
1.Выход годного	%
2.Отходы металла	кг/т
3.Расход огнеупоров (кирпич, торкретмасса и т.п.)	- \|\| -	19,35
4.Расход огнеупорных изделий	- \|\| -	1,69
5.Расход теплоизолирующих смесей	- \|\| -	1,6
6.Расход умягченной воды на кристаллизатор	- \|\| -	7,1
7. Расход частично умягченной воды на оборудование	- \|\| -	9,3
8.Расход технической воды на вторичное охлаждение	- \|\| -	0,5
9.Расход технического сжатого воздуха	нм³/т	20,3
10.Расход природного газа	нм³/т	27,4
11.Расход кислорода	нм³/т	3,05
12.Расход аргона	нм³/т	0,3
13.Расход азота	нм³/т	0,21
14.Расход электроэнергии на МНЛЗ	кВт. ч/т	16,0
- \|\|- на общецеховые нужды	кВт. ч/т	8,0
15. Количество рабочих/служащих	ед./ед.	59/9

Табл. 6

Ориентировочный состав некоторых шлакообразующих материалов.

Наименование	Химический состав, %
CaO	MgO	SiO₂	Al₂O₃	Fe₂O₃	CaF₂	Cr₂O₃	P₂O₅	CO₂
Известь св. обож.	92,0	3,3	2,5	1,0	0,6			0,1	0,2
Агломерат	11,0	0,2	8,5	FeO- 14,0
Плавиковый шпат	0,4		3,1	0,2	0,8	95,0			0,2
Песок			97,0	1,0	2,0
Магнезитохромит	2,0	66,0	6,5	4,0	11,5		10,0
Магнезит	3,5	90,3	3,5	0,8	2,0
Шамот	0,7	0,3	62,0	35,0	2,0

Табл. 7

Химический состав шлакообразующих материалов, применяемых при выплавке прецизионных сплавов.

Материал	Состав шлакообразующих, %
CaCO₃	SiO₂	Al₂O₃	Fe₂O₃	P	S	CaO	CaF₂
Известняк I	98,1	0,89	0,67	0,09	0,001	0,08
Известняк II	97,5	1,68	0,29	0,28	0,003	0,05
Известь обожж. I		1,7	0,79	0,14		0,48	93,8
Известь обожж. II		2,1	0,54	0,27		0,007	93,7
Плавиковый шпат	1,31			0,11		0,033		98,4

Табл.8

Ориентировочные цены на сырье на 2005 год.

№	Наименование	Цена	№	Наименование	Цена
	Ni	cash	S16210/т		Fe – Cr, 0,10%C	69%Cr	$1005,5/т
	Ni	3 monts	S16100/т		Fe – Cr, 0,06%C	65%Cr	$1521/т
Продолжение таблицы 8
№	Наименование	Цена	№	Наименование	Цена
	Al	cash	S2030		Fe - Mo	60%Mo	$79/кг
	Al	3 monts	$2005/т		Fe – Ti, 4,5%Al	70%Ti	$32/кг Ti
	Cu	cash	$3365/т		Fe - W	75%W	$23,5/кгW
	Cu	3 monts	$3240/т		Fe - V	75%V	$81/кг V
	Co	min99,8%	$35000/т		Fe – Mn 7,5%C	78% Mn	$950/т
	Co	min99,3%	$33500/т		Si–Mn,14-25%Si	70%Mn	$800/т
	Сr-алюм.		$6200/т		Р6М5	стружка	$1600/т
	Ti губка	ТГ100	$32000/т		Р6М5	кусок	$1400/т
	Fe–Cr 6%,1,5%Si	60%Cr	$1005/т		(10-40)Х13,95Х18	отходы	$200/т

Приложение 2

Эскизы планов и разрезы цехов и отделений.

Список литературы

1. Каблуковский А.Ф. Производство электростали и ферросплавов.- М.: ИКЦ «Академкнига», 2003. – 511с.

2. Соколов А.М. Скоростная плавка стали в дуговых электропечах. -М.: «Машгиз», 1963. -273с.

3. Семин А. Е., Кочетов А.И., Косырев К. Л. Выплавка стали в открытых дуговых печах. Уч. пособие.- М.: МИСиС, 1997. – 32с.

4. Айзатулов Р. С. Харлашин П. С., Протопопов Е. В., Назюта Л. Ю. Теоретические основы сталеплавильных процессов.- М.: МИСиС, 2004. -320с.

5. Эллиот Д.Ф., Глейзер М., Рамакришна В. Термохимия сталеплавильных процессов. М.: «Металлургия», 1969. - 252с.

6. Белова Т. Г., Афанасьев М. И., Никольский В. С. Металлургия стали. Лаб. практикум.- Электросталь, ЭПИ МИСиС, 2006. -126с.

7. Мастрюков Б.С. Расчеты металлургических печей.- М.: Металлургия, 1986. -376с.

8. Авдеев В.А., Друян В. М., Кудрин Б. И. Основы проектирования металлургических заводов. Справочник.- М.: Интернет Инжиринг, 2002. -464с.

9. Сталь на рубеже столетий / Колл. авторов, ред. Карабасов Ю. С. –М.МИСиС, 2001. – 664с.

10. Воскобойников В. Г., Кудрин В. А., Якушев А. М. Общая металлургия. – М.: ИКЦ «Академкнига», 2002. – 768с.

11. Шмарихин В.К. Учебное пособие по экономическим и организационным вопросам в дипломном проектировании для студентов специальностей 12.04. - М.: МИСиС, 1988. – 116с.

12. Самарин А.М. Электрометаллургия. – М.: ГНТЧМ, 1943. – 516с.

13. Шерашевский И.А. Конструирование промышленных зданий и сооружений. – Л.:Стройиздат, 1976. - 152с.

14. Новик Л.М. Внепечная вакуумная металлургия стали. М.: - Наука, 1986. -192с.

15. Поволоцкий Д. Я., Гудим Ю. А. Выплавка легированной стали в дуговых печах. – М.: Металлургия, 1987. – 138с.

16. Зальцман Э. С. Изложницы для легированных сталей. - Электросталь: ЭПИ МИСиС, 2004.-208с.

17. Соколов Г. А. Внепечное рафинирование стали. – М.: Металлургия, 1977. -208с.

18. Кудрин В.А. Металлургия стали. – М.: Металлургия, 1989. -560с.

19. Черепанов К. А., Черныш Г. И. и др. Утилизация вторичных материальных ресурсов в черной металлургии. – М.: Металлургия, 1994. – 224с.

20. Арутюнов В. А., Егоров А. В., Стомахин А. Я. Дожигание горючих компонентов в рабочих камерах промышленных печей. Известие ВУЗОВ. Ч.М. – 2003. №3, 46 – 55с.

21. Поволоцкий Д.Я. Кудрин В.А. Вишкарев А.Ф. Внепечная обработка стали. – М.: «МИСиС», 1995. – 256с.

22. Кудрин В.А. Теория и технология производства стали.- М.: «Мир», 2003. – 528с., ил.

23. Зайцев Н.Л. Экономика организации.- М.: «Экзамен», 2004. – 624с.

24. Физико – химические расчеты электросталеплавильных процессов: Сб. задач с решениями / В.А.Григорян, А.Я.Стомахин, Ю.И.Уточкин и др. – М.: МИСиС, 2007. – 318 с.

25. Горская Т.В. Оценка условий труда в металлургии с учетом сочетанного воздействия вредных производственных факторов. Автореферат. - М.: МИСиС,2007. – 22 с.

26. Кузьмин М.Г. Чередниченко В.С. Отечественный агрегат ковш-печь для внепечной обработки стали.- Сталь, 2006. - №6, -.38с.

Афанасьев Михаил Иванович