Вскрытие рудных месторождений. Способы вскрытия и область их применения

Размещено на http://www.allbest.ru/

Реферат

План

1. Способы и схемы вскрытия рудных тел. Классификация способов и схем вскрытия.

2. Ступени и очереди вскрытия.

3. Методика выбора способа вскрытия и порядок разработки рудных месторождений.

Заключение

Список рекомендуемой литературы

1. Способы и схемы вскрытия рудных тел. Классификация способов и схем вскрытия

Вскрытие месторождения (или его части) -- это проведение капитальных горных выработок, обеспечивающих доступ к рудному телу.

Способ вскрытия предопределяется типом, числом и назначением шахтных стволов и штолен, а также схемой вскрытия, т.е. расположением и порядком проведения вскрывающих выработок. В свою очередь тип шахтных стволов включает способ подъема и угол наклона ствола, а тип штолен -- вид транспорта.

Способы вскрытия принято делить на два класса:

I класс -- способы вскрытия рудоподъемными стволами (применяются преимущественно в равнинной местности);

II класс -- способы вскрытия рудовыдачными штольнями (применяются в гористой местности).

Выделение отдельных способов вскрытия внутри I класса рекомендуется производить по схеме, предложенной проф. В.Р.Именитовым.

Рис. 1. Схема вскрытия месторождения в равнинной местности: 1 - ствол с клетевым вспомогательным подъемом; 2- рудоподъемный скиповой ствол; 3 -- подземная дробильная установка; 4 -- концентрационный откаточный горизонт; 5 -- блоковый рудоспуск, ведущий на концентрационный горизонт; б -- граница зоны сдвижения пород

Рис 2. Схемы вскрытия месторождения в гористой местности капитальной штольней с рудоспуском и вспомогательным стволом (а) и этажными штольнями (б): 1 -- капитальная штольня; 2 -- рудоспуск; 3 -- вспомогательный клетевой ствол; 4 -- промплощадка рудника и фабрики; 5 -- этажные штольни

Рис. 3. Схема вскрытия месторождения в гористой местности: 1 -- рудные тела; 2 -- квершлаги; 3 -- слепой рудоподъемный ствол; 4 -- штольни

В соответствии с этой схемой, например, первый помещенный в таблице способ вскрытия можно назвать так: вскрытие рудоподъемным вертикальным скиповым стволом с подземной дробильной установкой, расположенным в лежачем боку центрально, одноступенчатое, с концентрационным и промежуточными горизонтами и вспомогательным клетевым подъемом по отдельному вспомогательному стволу (рис. 1).

Способы вскрытия штольнями (II класс) применяются в гористой местности и зависят от расположения месторождения по отношению к уровню близлежащей долины.

Для рудных месторождений (или их участков), расположенных выше уровня долины, обычно применяют вариант вскрытия капитальной штольней с капитальным рудоспуском и вспомогательным стволом или вариант с этажными транспортными штольнями (рис. 2). Для месторождений, расположенных ниже уровня долины, чаще используют вскрытие вертикальными или наклонным рудоподъемным стволом, пройденным в долине или вблизи рудного тела (с гористой поверхности), а также вариант со штольней на уровне долины и слепым стволом вблизи месторождения (рис. 3). В последнем случае ствол может выходить на поверхность, но руда по нему поднимается только до уровня штольни.

Тип шахтных стволов зависит от способа подъема и угла наклона шахтных стволов. Наиболее распространены на рудниках вертикальные стволы со скиповым или клетевым подъемом руды. Вертикальный скиповой подъем обеспечивает по сравнению с клетевым в 5-7 раз более высокую производительность при той же площади поперечного сечения ствола, поскольку максимальная грузоподъемность откаточных вагонеток равна 5-10 т, скипов с донной разгрузкой доходит до 50 т и даже больше. Кроме того, скиповой подъем значительно легче автоматизировать. В то же время при скиповом подъеме больше объемы околоствольных выработок на горизонтах (особенно при использовании подземных дробильных установок и при многосортной руде); больше высота копра и глубина ствола в связи с наличием бункеров на поверхности и под землей; выше запыленность воздуха из-за значительного пылевыделения при погрузке и разгрузке скипов (в связи с чем на рудниках запрещается подавать воздух через скиповой ствол, а это влечет за собой необходимость в дополнительном вентиляционном стволе).

Одновременную выдачу руды с разных горизонтов можно обеспечить и клетевым, и скиповым подъемом. Однако при двухклетевом подъеме одна из клетей служит только противовесом. Поэтому при значительной производительности добычи приходится либо перепускать руду на один сборный (концентрационный) горизонт, либо иметь в стволе два одноклетевых подъема с противовесами, хотя при этом нужны две подъемные машины.

При двухскиповом подъеме машинами с цилиндрическими барабанами возможна погрузка руды с двух или более горизонтов, если барабаны снабжены специальными приспособлениями фрикционного действия для перетяжки канатов. Двухскиповой подъем машинами со шкивами трения возможен только при работе с одного (концентрационного) горизонта и при глубине не менее 300--350 м, так как иначе возможно проскальзывание каната в связи со значительной разностью концевых нагрузок.

Клетевой подъем в откаточных вагонетках грузоподъемностью 8--10 т позволяет обойтись без подземных дробильных установок, даже если кондиционный кусок руды достигает 800-- 1000 м. При скиповом же подъеме можно не иметь дробильных установок, если размер кондиционного куска руды не превышает 400--500 мм. При увеличенном кондиционном куске перед подачей в скип руда должна подвергаться механическому дроблению.

Практика и технико-экономические расчеты показывают, что вертикальные стволы с клетевым подъемом руды обычно целесообразны на рудниках производительностью до 300--700 тыс.т в год при больших глубинах и до 1--1,5 млн.т в год при глубинах до 200--300 м, а также и при несколько большей производительности и многосортной руде. Вспомогательный подъем может осуществляться в тех же клетях, что и подъем руды, или в отдельных клетях в зависимости от производительности рудника. Максимальная производительность вертикального ствола со скиповым подъемом 5--7 млн. т в год. Вспомогательный подъем при этом клетевой. Если же на руднике применяется крупногабаритное самоходное оборудование, то выгоднее отказаться от клетевого вспомогательного подъема и пройти наклонный ствол (под углом 6--10°) для спуска-подъема людей, материалов и оборудования автомашинами. Самоходное оборудование сможет перемещаться по этому стволу своим ходом. Такие решения широко применяются почти на всех вновь вводимых в строй подземных рудниках.

Наклонные (под углом 20--45°) стволы со скиповым или клетевым подъемом руды на рудниках применяются очень редко, так как производительность подъема по ним при той же грузоподъемности меньше, чем по вертикальным стволам (для скипового подъема втрое), хотя и меньше длина квершлагов, и проще по устройству околоствольные дворы.

Конвейерный подъем на рудниках производится только ленточными конвейерами, при условии, если крупность руды не превышает 150--200 м. Поэтому конвейерный подъем руды по стволам с наклоном 16--17° может производиться только после пропуска руды через подземные дробильные установки.

При конвейерном подъеме обычно вскрывают сразу несколько горизонтов, перепуская всю руду на нижний концентрационный горизонт и транспортируя ее к подземной дробилке, из которой руда поступает на ленточный конвейер (рис. 4).

Так как длина одного ленточного конвейера равна 300-- 600 м, через каждые 100--180 м высоты подъема необходима отдельная приводная станция с соответствующими камерными выработками. Например, при конвейерном подъеме с глубины 500 м приходится иметь 3--5 приводных станций.

Главным достоинством конвейерного подъема является его практически неограниченная производительность при любой глубине, а недостатком -- увеличенная в 3,5 раза по сравнению с вертикальным длина ствола.

Наклонные стволы с конвейерным подъемом крепких и средней крепости руд целесообразно применять на очень крупных рудниках производительностью более 5--7 млн.т в год, так как при скиповом подъеме понадобилось бы два или несколько рудоподъемных стволов. Вспомогательный подъем при этом обычно бывает клетевым по отдельному вертикальному стволу.

Возможно использование конвейерного подъема и при меньшей производительности рудника (от 1--2 млн.т в год и больше), если разрабатываются пологие месторождения очень мягких неабразивных сильно слеживающихся руд. В этом случае применим конвейерный транспорт по этажным горизонтам и нет необходимости в подземных дробильных установках.

Подъем руды с помощью самоходного безрельсового оборудования находит все большее распространение на подземных рудниках. Современные автосамосвалы с дизельным приводом преодолевают с грузом подъем под углом примерно 7°. Грузоподъемность их изменяется обычно от 20 до 40 т и более. Они могут загружаться в забое и без всяких перегрузок отвозить руду на поверхность, а при необходимости прямо на обогатительную фабрику на расстояние до нескольких километров.

Наклонные стволы с подъемом руды автосамосвалами целесообразны при небольшой (до 200--250 м) глубине разработки и производительности рудника от 300 до 1500 тыс. т в год, когда эти же автосамосвалы используются для доставки, подземного и поверхностного транспортирования добытой рудной массы. Вспомогательное транспортирование производится также в автомашинах, причем у очистных блоков обычно устраивают специальные наклонные заезды (съезды) на рабочие подэтажи. Самоходное оборудование перемещается своим ходом.

Рис. 4. Схема вскрытия месторождения наклонным стволом с конвейерным подъемом руды (штрихпунктиром показана II очередь вскрытия): 1 -- наклонные стволы с конвейерным подъемом; 2 -- вспомогательный клетевой ствол; 3 -- квершлаги для вспомогательного транспорта и проветривания; 4 -- рудоспуски; 5 -- подземные дробильные установки

2. Ступени и очереди вскрытия

Схема вскрытия предопределяет расположение и очередность проведения основных вскрывающих горно-капитальных выработок.

Рудоподъемный ствол располагают, как правило, в лежачем боку, вне зоны сдвижения вмещающих пород (см. рис. 1). При пересечении стволом рудного тела сокращается длина квершлагов, но при этом часть запасов остается в охранных целиках. В висячем боку закладывают ствол крайне редко (при сильно обводненных породах лежачего бока или неблагоприятном рельефе поверхности), так как при этом резко увеличивается длина квершлагов, особенно на верхних горизонтах.

По простиранию рудоподъемный ствол располагают в центре или на фланге шахтного поля. В мощных залежах центральное расположение стволов целесообразнее флангового, если длина шахтного поля по простиранию превышает 500--700 м, а в маломощных-- 1000--1500 м. При этом рудоподъемный ствол закладывается против центра тяжести запасов вскрываемых рудных залежей, так как это обеспечивает минимальную работу транспорта.

При выборе схемы проветривания следует учитывать, что подавать свежий воздух по скиповому стволу запрещено правилами безопасности. Поэтому обычно рядом с рудоподъемным стволом (на расстоянии порядка 50 м) проходят еще один ствол, оборудованный клетевым вспомогательным подъемом. Околоствольные дворы на горизонтах и промплощадка на поверхности у этих стволов общие. Свежий воздух подается по клетевому стволу, омывает горные выработки и выдается на поверхность через вентиляционные стволы, находящиеся на флангах месторождения. Скиповый ствол с помощью вентиляционных дверей, установленных в околоствольных выработках на горизонтах, в отношении проветривания поддерживается нейтральным. На практике по нему все-таки выдается очень небольшое количество воздуха, чтобы в зимнее время не было обмерзания устья ствола.

Если месторождение вскрывается на всю глубину основным рудоподъемным стволом непосредственно с поверхности, то такой способ вскрытия называют одноступенчатым или простым (рис. 5). Если же нижняя часть месторождения вскрывается слепым стволом, то такой способ принято называть двухступенчатым или комбинированным. Так что признаком ступенчатого вскрытия является наличие слепых рудоподъемных стволов (рис. 6).

Вскрытие месторождений ступенями вызывается обычно стремлением уменьшить длину квершлагов на нижних горизонтах, которая существенно растет с глубиной при углах падения рудного тела, меньших 50--60°.

Рис. 5. Схема одноступенчатого (простого) вскрытия месторождения вертикальным рудоподъемным стволом (I и II очереди вскрытия): 1 _ рудоподъемный ствол; 2 -- околоствольный бункер (рудоспуск); 3 -- дозаторы скипового подъема; 4 -- водосборники; Н1 -- глубина 1 очереди вскрытия; Н2 -- шаг вскрытия

Но при скиповом или клетевом подъеме по слепому стволу приходится не только содержать под землей дополнительную подъемную установку, но и обеспечивать транспортирование между слепым и основным стволами (с дополнительными операциями по погрузке и разгрузке составов). При использовании наклонного слепого ствола с конвейерным подъемом руды эти недостатки двухступенчатого вскрытия могут быть существенно уменьшены.

Рис. 6. Схемы двухступенчатого (комбинированного) вскрытия месторождения: а -- с вертикальным слепым рудоподъемным стволом (/ -- рудоподъемный ствол с поверхности; 2 -- дозаторы скипового подъема; 3 -- водосборники; 4 -- слепой рудоподъемный ствол; 5 -- подъемная машина слепого ствола; 6 -- разгрузочный бункер; 7 -- канатный ходок); б --с наклонным слепым рудоподъемным стволом (/--рудоподъемный ствол с поверхности; 2 -- наклонные слепые стволы с конвейерным подъемом руды; 3 -- водосборники; 4 -- дробильная установка; 5 -- рудоспуск; 6 -- вспомогательный слепой ствол для нижних горизонтов; 7 -- квершлаги)

При разработке крутых месторождений со сравнительно выдержанными элементами залегания и оруденением одноступенчатое вскрытие применяется до глубины 1200--1500 м на крупных рудниках и до глубины 1800 м на рудниках небольшой производительности. При больших глубинах разработки целесообразно переходить на двухступенчатое вскрытие.

Бывает, что в процессе эксплуатации рудника ниже вскрытых горизонтов обнаруживаются новые (ранее неизвестные) запасы руды, а действующий ствол и его подъемная установка не рассчитаны на добычу с таких глубин. Тогда возможны три следующие варианта решения возникшей проблемы: во-первых, использование существующего ствола без его углубки и вскрытие новых запасов слепым стволом (двухступенчатое вскрытие); во-вторых, углубка действующего ствола и вскрытие с него новых горизонтов, что практически крайне сложно осуществить, не снижая производительности рудника, так как подъемные возможности этого ствола обычно близки к предельным; и наконец, в-третьих, проходка нового ствола с поверхности для вскрытия лишь самых нижних горизонтов, что не всегда оправдывается экономически.

Аналогичная ситуация характерна для многих жильных месторождений руд цветных, редких и радиоактивных металлов, особенность которых состоит в том, что в связи с крайним непостоянством элементов залегания и оруденения в таких залежах геологи с достаточной достоверностью могут оценить как пригодные к разработке запасы руды на глубине всего 35--50 м, реже 100--200 м. Поэтому при разработке жильных месторождений часто приходится применять двухступенчатое и даже многоступенчатое (до 4--6 ступеней) вскрытие.

Вскрытие глубокозалегающих рудных месторождений обычно производят очередями, т. е. вначале вскрывают с поверхности и начинают отрабатывать верхнюю часть месторождения (I очередь вскрытия), а затем, по мере необходимости, последовательно вскрывают и отрабатывают нижние его части.

Шагом вскрытия называют глубину, на которую месторождение вскрывают соответственно во вторую и последующие очереди. Шаг вскрытия должен быть кратным высоте этажа и соответствовать расстоянию между концентрационными горизонтами.

Очереди вскрытия могут совпадать со ступенями вскрытия (см. рис. 4). Часто очередями отрабатывают месторождения и при одноступенчатом вскрытии (см. рис. 5).

Главным достоинством вскрытия очередями является значительное уменьшение первоначальных капиталовложений, т.е. снижение замораживаемости вложенных средств.

Практика передовых рудников и технико-экономические расчеты показывают, что при хорошей разведанности месторождения глубина I очереди вскрытия может доходить до 800--1200 м и более, а шаг вскрытия может находиться в пределах от 200-- 300 до 500 и даже 700 м.

3. Методика выбора способа вскрытия и порядок разработки рудных месторождений

Способ вскрытия, в том числе и схему вскрытия месторождения, выбирают по методу вариантов (аналогично выбору систем разработки). Для этого намечают технически возможные способы вскрытия данного месторождения и из них на основании инженерного опыта отбирают 2--4 конкурентоспособных варианта. Каждый такой вариант укрупненно прорабатывают конструктивно и оптимизируют основные его параметры в той мере, в какой это может повлиять на сравнительную экономическую оценку. вскрытие рудный шахтный месторождение

После этого для каждого конкурентоспособного варианта (в его наилучшем виде) рассчитывают величину избранного критерия оптимальности и принимают к использованию вариант с наилучшим значением этого критерия.

В качестве критерия эффективности при выборе способа и схемы вскрытия обычно принимают сравнительные (т.е. различающиеся по вариантам) приведенные среднегодовые затраты на вскрытие месторождения или его части. Если варианты отличаются еще и уровнем потерь руды в охранных целиках, то к сравнительным приведенным затратам нужно прибавить ущерб от общешахтных потерь руды. В случаях, когда затраты производятся разновременно (разными дозами и в различные моменты времени), то в критерий эффективности нужно включать не сравнительные, а полные приведенные затраты на вскрытие и пересчитывать их на момент начала строительства рудника, т, е. выражать в современной ценности.

Итак, конкретные составляющие критерия сравнительной эффективности зависят от постановки задачи и влияющих факторов.

Например, при решении вопроса о месте заложения вертикального рудоподъемного ствола (в лежачем боку за пределами зоны сдвижения пород или с пересечением рудного тела) критерий эффективности принимает вид:

Зср = ЕнК + 1/t(К* + С) + 1/t Уп, (2.76)

где Зср -- сумма сравнительных годовых приведенных затрат и ущерба от общешахтных потерь руды, руб/год; Ен -- нормативный коэффициент эффективности капвложений, 1/год (Ен=0,12); К--сравнительные капитальные затраты на проходку квершлагов в период строительства рудника, руб.; К* -- общие сравнительные капитальные затраты на проходку квершлагов за весь срок существования рудника, руб.; С -- общие сравнительные эксплуатационные расходы на подземный транспорт и поддержание квершлагов за весь срок существования рудника, руб.; Уп -- ущерб от потерь руды в охранных целиках, руб.; t- срок службы рудника, лет; 1/t(К* + С) сравнительная составляющая годовой себестоимости добычи, руб/год.

Последнее время при технико-экономических расчетах по выбору способа и схем вскрытия все шире используют ЭВМ, с помощью которых можно быстро обсчитать большое количество возможных вариантов при самых различных их параметрах.

Кроме того, только благодаря использованию ЭВМ появилась возможность вероятностно оценивать достоверность вскрываемых запасов и сравнивать варианты вскрытия с количественным (а не только с качественным) учетом перспективных и прогнозных запасов. Для этого формируется вероятностная экономико-математическая модель коэффициента эффективности капвложений на вскрытие, учитывающая степень подтверждаемости запасов всех категорий разведанности. Эта модель обсчитывается на ЭВМ с использованием метода статистических испытаний (метода Монте-Карло) и находится минимально возможная эффективность капвложений с учетом риска их потери при неподтверждении запасов. Вариант вскрытия с максимальным значением этой эффективности считается оптимальным.

Месторождение, отведенное руднику для разработки, называют рудничным полем. Рудничные поля большой протяженности могут разделяться на шахтные поля, отрабатываемые отдельными шахтами, входящими в состав рудника. Обычно комплекс горных выработок каждой шахты имеет обособленное проветривание, транспорт и подъем. Однако бывают случаи, когда подъем руды с общего концентрационного горизонта (единого для двух-трех шахт) производится по одному рудоподъемному стволу.

Длина шахтных полей по простиранию в месторождениях средней мощности и мощных обычно составляет 0,6--1,2 км (при производительности шахты до 1--1,5 млн. т/год), около 1,5--2,5 км (при производительности 2--3 млн. т/год) и до 3-- 5 км (при производительности 5--10 млн. т/год и больше).

Отрабатывают рудничные (или шахтные) поля с этажной или безэтажной выемкой.

Порядок отработки этажей в шахтном поле всегда был нисходящим. Лишь как исключение при пересмотре для данного месторождения величины промминимума приходилось возвращаться на верхние, ранее отработанные горизонты, что увеличивает деконцентрацию горных работ.

Последнее время высказываются идеи и делаются проектно-исследовательские проработки и для других вариантов порядка отработки этажей: комбинированного или даже восходящего. Эти варианты облегчают решение вопросов об оставлении под землей и использовании для закладки отсортированных вмещающих пород, получаемых при подземной предконцентрации (породоотборке). Кроме того, эти варианты могут позволить при необходимости заметно интенсифицировать добычу.

При общем нисходящем порядке отработки этажей очистная выемка ведется, как правило, одновременно на нескольких этажах (обычно 3--6 и даже больше). Это вызвано, главным образом, тем, что руднику задается очень напряженный план добычи по металлу, при котором директивное плановое содержание металла в добываемой рудной массе превышает среднее содержание его в готовых к выемке запасах руды. Сравнительно богатые блоки на верхних горизонтах оказываются уже отработанными и поэтому приходится ускоренно подготавливать богатые блоки на нижних этажах, растягивая фронт горных работ на глубину.

Порядок отработки блоков в этаже зависит от многих влияющих факторов. Если интенсивность отработки этажа может быть сравнительно небольшой (одновременно разрабатывают 4--8 блоков), то применяют прямой (от центра к флангам) или обратный (от флангов к центру) порядок отработки блоков в этаже. При прямом порядке в принципе достаточна только рудная подготовка горизонтов, так как рудный штрек верхнего горизонта от блока до вентиляционного ствола не подработан очистной выемкой. Кроме того, для начала очистной добычи на новом этаже нет необходимости обязательно сразу проходить все откаточные выработки до флангов месторождения. Недостаток прямого порядка отработки блоков -- увеличение затрат на поддержание откаточного штрека, который нужно сохранить под уже отработанными блоками на весь срок службы данного и нижележащего этажей, когда этот штрек станет вентиляционным.

При средней интенсивности отработки этажа совмещают во времени прямой и обратный порядок или ведут горные работы с делением этажа на 3--5 выемочных полей, состоящих каждое из нескольких (обычно 5--10) блоков. Внутри выемочного поля блоки разрабатывают последовательно или через один от середины поля к краям, реже наоборот.

Если же требуется максимально возможно интенсифицировать отработку этажа, то используют одновременный порядок отработки блоков по всей длине этажа, а если применяемая система разработки не допускает совмещение очистных работ в соседних блоках, то отрабатывают блоки этажа в шахматном порядке. Реализовать одновременный порядок отработки всех блоков в этаже возможно лишь в исключительных случаях при разработке жил небольшой длины по простиранию.

Вышеперечисленные строго заданные варианты порядка отработки блоков в этаже практически соблюсти очень трудно. При резких колебаниях содержания металла по разным очистным блокам и напряженном плане рудника по качеству добываемой рудной массы приходится использовать выборочную последовательность отработки блоков в этаже. Такая последовательность в значительной мере, а иногда и полностью, нарушает определенный геометрический порядок отработки блоков, так как в первую очередь в этаже отрабатывают более богатые блоки (или блоки лучше разведанные, или блоки с относительно благоприятными условиями разработки). Выборочность отработки, несмотря на достижение на первом этапе поставленных целей, значительно ухудшает концентрацию горных работ и технико-экономические показатели эксплуатационной деятельности рудника в будущие периоды.

Поэтому в конкретных условиях действующего рудника всегда нужно стремиться применить технологически правильный порядок отработки блоков в этаже и обеспечить максимально возможную концентрацию горных работ, которую удается достигнуть только при заданных объемах и качестве добываемой рудной массы по руднику в целом.

В пологих месторождениях порядок отработки панелей обычно не имеет жестких ограничений по технологическим факторам. Некоторые системы разработки (в том числе сплошная) позволяют иметь под очистной выемкой до половины площади шахтного поля, а иногда и всю. Однако по условию экономически выгодной производительности рудника (шахты) в одновременную отработку включают лишь часть рудной площади: обычно не более 10--20 %. Поэтому отработка панелей обычно производится в наступающем или отступающем порядке по отношению к рудоподъемному стволу (прямым или обратным ходом).

Порядок отработки блоков внутри панелей аналогичен порядку отработки блоков внутри этажей.

Заключение

Способ вскрытия предопределяется типом, числом и назначением шахтных стволов и штолен, а также схемой вскрытия, т.е. расположением и порядком проведения вскрывающих выработок. В свою очередь тип шахтных стволов включает способ подъема и угол наклона ствола, а тип штолен -- вид транспорта.

Список рекомендуемой литературы

1. Жигалов М.Л., Ярунин С.А. Технология, механизация и организация подземных горных работ: Учебник для вузов.- М.: Недра, 1990

2. Агошков М.И., Борисов С.С., Боярский В.А. Разработка рудных и нерудных месторождений. М.: Недр, 1983.

3. Задачник по подземной разработке угольных месторождений /К. Ф. Сапицкий, Д. В. Дорохов, М. П. Зборщик, В. Ф. Андрушко. М., Недра, 1981.

4. Черняк И. Л., Ярунин С. А., Бурчаков Ю. И. Технология и механизация подземной добычи угля. М., Недра, 1981.

Размещено на Allbest.ru