Основные технические решения вскрытия руд

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

Основные технические решения вскрытия руд

1. Общие положения

В обоснование ТЭО положены разведанные и утвержденные запасы сырых солей Второго и Третьего калийных горизонтов по категориям А + В + С_1.

По Третьему калийному горизонту запасы калийных руд по 4, 3 и 2 сильвинитовым слоям, а также промежуточной каменной соли 2-3, составляют 345,386 млн. тонн.

Запасы Второго калийного горизонта отнесены к забалансовым и при валовой отработке пачки, включающей слои 1, 1-2 и 2 оцениваются в 94,8179 млн. тонн, а при селективной выемке только сильвинитовых слоев 1 и 2 - 58,1374 млн. тонн.

В настоящий период на промышленной площадке рудника (размером 605 х 400 м) силами ОАО «Трест Шахтоспецстрой» начаты работы по проходке двух вертикальных шахтных стволов. Проектные решения проходки предусматривают первоочередной ввод в эксплуатацию Третьего калийного горизонта с добычей руды на предприятии 6 млн. т/год.

Принимая во внимание, что на вышерасположенном Втором калийном горизонте имеются значительные запасы руды и отработка части запасов технически возможна в данном ТЭО согласно утвержденного задания рассмотрен этап первоочередного ввода Второго калийного горизонта с добычей руды 2 млн. т/год и в последующем с Третьего калийного горизон-та - 4 млн. т/год.

Варианты вскрытия рудных запасов приведены ниже:

Базовый вариант и Вариант 1. Проходка клетевого вентиляционного ствола N2 и скипового воздухоподающего ствола N1 до Третьего калийного горизонта, с дальнейшим сооружением приствольных приемных бункеров и загрузочных станций.

Базовый вариант в отличии от варианта 1 предусматривает одностадийную проходку ствола N1, а вариант 1 - в две стадии. 1 стадия - проходка ствола с поверхности до глубины 556.9 м (для освоения Второго калийного горизон-та) и утилизизацией породы на поверхности. 2 стадия - углубка ствола на глубину 710.5 м с расположением проходческого оборудования на поверхности и в подземных условиях (для освоения Третьего горизонта) и утилизизацией породы в существующие выработки Второго калийного горизонта.

Вариант 2. Проходка клетевого вентиляционного ствола N2 до Третьего калийного горизонта, а воздухоподающего скипового ствола N1 до Второго калийного горизонта с дальнейшим сооружением в междупластье горизонтов транспортных уклонов для подачи свежего воздуха на нижний горизонт и выдачи отбитой руды к приствольным приемным бункерам.

Проектные решения проходки шахтных стволов и вспомогательных горных выработок приняты по маркшейдерским и геологическим данным контрольных скважин 1к и 2к.

Расчетный срок службы рудника определен по формуле:

n=3

Тр = У З_бЯ х Ки_Я / (Аг х (1 - р)),

Я=1

где З_б - разведанные запасы калийных руд категории А+В+ С₁ пластов,

намечаемых к отработке, млн. т,

Ки - коэффициент извлечения полезного ископаемого по отрабатываемым пластам,

Аг - проектная годовая производительность рудника, млн. т,

р - разубоживание руды.

Тр = (345,386 + 94,8179) х 0.53/ (6 х (1 - 0,13)) = 45 лет.

Прогнозный срок погашения Второго калийного горизонта при принятой проектной мощности добычи составит

Тр = 94,8179 х 0,53 /(2 х (1 - 0,13)) ? 29 лет.

Режим работы рудника принят следующим:

число рабочих дней в году - 330

число рабочих смен в сутки - 4

продолжительность смены - 6 часов.

Ниже в таблице приведены некоторые ТЭП рудника для оценки технических и экономических расчетов.

Технико-экономические показатели Краснослободского рудника

№ п/п	Наименование показателей	Ед. изм.	Значения
1	Балансовые запасы калийной руды 3 гор. по категориям А+В+С1	тыс. т	345386
2	Забалансовые запасы калийной руды 2 гор. по категориям А+В	тыс. т	94818
3	Площадь участка	кв. км	60,8
4	Годовая производительность предприятия: по 2 горизонту по 3 горизонту	тыс. т тыс. т тыс. т	6000 2000 4000
5	Срок обеспеченности запасами рудника	лет	Не менее 45

2. Вскрытие и подготовка шахтного поля

Для ТЭО рассмотрены три варианта вскрытия рудных запасов (рис. 3.2.1 и рис. 3.2.2). В разделе 5 этим вариантам дана экономическая оценка.

Схема вскрытия шахтных полей продуктивных пластов калийных горизонтов осуществляется двумя вертикальными стволами диаметром каждого в свету 7.0 м, расположенными на восточном фланге участка у границы с шахтным полем рудника 2РУ. Расстояние между стволами принято 180 м. Проходка стволов до глубины 276 м выполняется спецспособом с замораживанием пород и креплением этого интервала чугунно-бетонной крепью. Остальная часть стволов (кроме интервалов сопряжений на горизонтах) проходится с креплением из монолитного бетона марки М400. Для крепления горизонтальных участков сопряжений со стволами, а также самих стволов в этих интервалах и выше и ниже до ~5 м принята железобетонная крепь толщиной 0,3-0,6 м.

Шахтный ствол №1 является скиповым и оборудуется четырьмя скипами. Ствол используется для подачи свежего воздуха в рудник и выдачи добытой руды на поверхность.

Шахтный ствол N2 является клетевым и оборудуется двумя клетями с противовесами. Ствол используется для выдачи отработанного воздуха, спуска-подъема людей, материалов и оборудования.

Армировка стволов - жесткая металлическая с шагом установки ярусов через 3 м.

Размеры поперечных сечений стволов выбраны с учетом размещения подъемных сосудов, габаритов используемого горношахтного оборудования и вентиляции.

На каждом горизонте предусматривается сооружение комплекса выработок околоствольного двора (ОД).

Раскройка шахтного поля осуществляется северным и южным главными транспортными и вентиляционными штреками. Между группой вентиляционных и транспортных штреков в зависимости от глубины разработки оставляется целик 25-30 м. Способ подготовки горизонтов панельный с комбинированным порядком отработки.

В варианте 2 вместо углубки ствола №1 предложены решения проходки интервала междупластья горизонтов (144 м) группой наклонных выработок.

3. Горно-капитальные работы

Базовый вариант и Вариант 1

На черт. 668-33-04 ГПР л. 3 приведен план околоствольного двора на Третьем калийном горизонте.

Строительный объем горно-капитальных работ, обеспечивающих ввод рудника в эксплуатацию, представлен в табл. 3.3.1.1.

Особенностью данного варианта вскрытия является проходка скипового ствола N1 на глубину 710.5 м в две стадии с армированием ярусов и установкой направляющих проводников.

На 1 стадии проходки ствола (с поверхности до глубины 556.9 м) проходческие лебедки и подъемные машины расположены на поверхности (22 шт.) и работают с временного копра. В забое ствола до глубины 556.9 м находится металлическая секционная опалубка ОСП - 7 - 4 (34,3 т) и проходческий подвесной полок (24т). Проходческие работы выполняются по совмещенной схеме (на интервале возведения постоянной бетонной крепи) и последовательной схеме (на интервале возведения тюбинговой колонны).

Подача бетонной смеси за тюбинги или передвижную металлическую опалубку для возведения постоянной крепи ствола осуществляется с поверхности по двум металлическим трубам 168х10 мм.

Проветривание забоя выполняется с поверхности по металлической трубе диаметром 0,8 м с помощью вентилятора ВЦП-16.

Сжатый воздух для работы погрузчиков КС-3 (2 шт.), отбойных молотков (МО-6), бурильных машин ПР-30 и лебедок, расположенных на подвесном полке, подают от компрессорной, расположенной на поверхности по металлической трубе 159х5 мм.

Вода для промывки также подается с поверхности по металлической трубе 60х7 мм.

На Втором горизонте разделаны два сопряжения для развития проходческих работ по сооружению выработок на этом горизонте.

Для ввода Второго калийного горизонта в эксплуатацию на нем выполняются строительные работы по сооружению приемного бункера, камер питателей и дозаторов, проходят вспомогательную наклонную выработку для временной чистки зумпфа и выработки ОД. Общий объем капитальных выработок на 2 гор. составит ~ 88,1 тыс. куб. м.

Порода утилизируется на поверхности.

2 стадия проходки предусматривает углубку ствола N1 на глубину 710.5 м с расположением проходческого оборудования на поверхности и в подземных условиях (на Втором и углубочном горизонтах, и проходческом забое, см. черт. 668-33-04 ГМ л. 4).

По организации строительных работ на этой стадии выделяют три периода: подготовительный, проходческий и заключительный. Для ведения строительных работ проходятся вспомогательные выработки и скважины. Порода утилизируется на рабочем горизонте.

Ввод в эксплуатацию Третьего калийного горизонта возможен после сооружения загрузочного бункера (3,61 тыс. куб. м) и комплекса сооружений околоствольного двора (163,84 тыс. куб. м).

Перечень основного оборудования

№ п/п	Наименование	Кол-во. шт.	Масса ед., т	Примечание
1	Лебедка ЛПЭ-5/300	3	3,70	N = 11 кВт
2	Лебедка ЛПЭ - 6,3/300	1	5,70	N = 15 кВт
3	Лебедка ЛППР-2/300	2	1,03	-
4	Лебедка Л - 3,2	4	1,02	N = 5.8 кВт
5	Подъемная подземная машина Ц-2х1,5	1	30,00	N = 250 кВт
6	Вентилятор ВМЭ-6	2	0,41	N = 25 кВт
7	Подвесной полок	1	24,00	-
8	Опалубка ОСП-7-4	1	34,33	-
9	Грузчик КС-3	2	1,65	-
10	Проходческий комплекс БПСМ-2	1 1	4,50 4.30	- -
11	Компрессор ЗИФ-11В-5	3	2.20	N = 36 кВт
12	Отбойный молоток МО-6	3	0,006	-
13	Трубы мет. вентиляцион. диам. 0.6 м	235 м	6.93	-
14	Бурильные машина ПР-30ЛС	9	0,030	-
15	Бетононасос С-296	1	2,2	N = 14 кВт
16	Спасательная лестница ЛС-1	1	0.48	-
17	Комбайн проходческий КСП-22/ ПК-8МА	1/1	30/62	N = 173 кВт N = 362 кВт
18	Бункер-перегружатель БП-14	2	10	N = 37 кВт
19	Самоходный вагон 5ВС-15М	2	15.8	N = 127 кВт
20	Грузовая лебедка ЛШМ-10	3	2.6	N = 22 кВт
21	Скребковый конвейер СП-202	1	15	N = 2х55 кВт
22	Буровой станок БГА-4М	1	6	N = 21 кВт Спуск на два гориз.
23	Самоходное шасси СШ-25	2	3,5	-
24	Погрузочно-доставочная машина ПД-5	1	15	Спуск на 3 горизонт

В ТЭО рассматривается также базовый вариант, который в отличии от варианта 1 предусматривает одностадийную проходку ствола N1 на полную глубину и исключает вспомогательные работы связанные с углубкой этого ствола.

Вариант 2

На черт. 668-33-04 ГПР л. 1 и л. 2 приведен план околоствольного двора (ОД) на Втором и Третьем калийных горизонтах.

Строительный объем горно-капитальных работ, обеспечивающих ввод рудника в эксплуатацию, представлен в табл. 3.3.2.1.

На вскрываемых горизонтах сооружаются выработки и камеры служебного назначения околоствольного двора, которые подразделяются на камеры производственного и вспомогательного назначения.

К камерам производственного назначения относятся: сопряжения стволов с околоствольным двором, комплекс камер загрузки скипового подъема, центральная подземная подстанция (ЦПП), склад взрывчатых материалов (ВМ), склад горюче-смазочных материалов (ГСМ), участок по ремонту самоходного транспорта с гаражом и подземная электромеханическая мастерская (ПЭММ).

К вспомогательным камерам относятся: камера посадки, санузел, склады хранения оборудования и противопожарных материалов (ППМ), камера противопожарной защиты (ППЗ).

На почве подводящих выработок к стволам укладывается рельсовый путь на колею 900 мм.

В околоствольном дворе сооружаются вентиляционные перемычки и возводятся противопожарные металлические двери.

У ствола N1 в породах, расположенных ниже Второго калийного горизонта, сооружаются две загрузочные станции с конвейерным ходком и приемным бункером. Емкость аккумулирующего бункера принята с расчетом непрерывной работы скипового подъема в течение двух часов.

В процессе загрузки скипов происходит просыпание выдаваемой на поверхность горной массы в количестве 0,5% суточной производительности. Для механизированной чистки зумпфа ствола предусмотрена проходка специальной наклонной выработки.

Подземный расходной склад ВМ проектируется на трехсуточное хранение взрывчатых веществ (ВВ) и десятисуточное хранение средств инициирования.

Склад ГСМ и заправочная станция проектируется на шестисуточное хранение запаса топлива.

Для стоянки самоходного транспорта предусмотрен подземный гараж, который оборудован смотровыми ямами и грузоподъемными механизмами.

В состав гаража также входит камера зарядки аккумуляторов, склад шин и запасных частей, участки вулканизации, ремонта топливной аппаратуры и электрического оборудования, пост регулировки двигателей.

Проектные решения по ПЭММ разработаны применительно к условиям эксплуатации. Установленное оборудование в ПЭММ позволяет вести обработку деталей на токарном станке, заточку буровых коронок, кузнечно-прессовые, сварочные и разборно-монтажные работы. Для механизации

трудоемких операций по подъему и перемещению грузов предусмотрены ручные тележки г/п 0,25 т и электрические подвесные краны г/п 10 т.

В породах междупластья вскрываемых горизонтов сооружаются четыре уклона для подачи свежего воздуха на 3 горизонт и конвейерной доставки добытой там руды в приемные бункеры.

Расчет устойчивости выработок

Размеры поперечных сечений проектируемых выработок определены с учетом габаритов транспортных механизмов и оборудования, необходимых зазоров требуемых ПБ, а так же запасов на осадку крепи, обеспечивающих длительное эксплутационное поддержание горных выработок. Расчет устойчивости выработок выполнен в соответствии с нормативными и методическими документами и использованием Т.п. 401-11-58.

Устойчивость наклонных выработок расположенных в междупластье вскрываемых горизонтов

Длительная устойчивость выработок, заложенных в соляных породах Старобинского месторождения, пролетом 3 - 4,5 м подтверждается опытом работы калийных рудников РУП «ПО Беларуськалий» и не вызывает трудностей при их проходке и эксплуатации.

Однако проведение выработок этих же геометрических размеров по глинистым породам трудоемко и требует использования специальных методов проходки и крепления. В данном ТЭО для крепления проектируемых выработок (уклонов) в местах пересечения ими мощных глинистых пород предлагается использовать металлическую арочную податливую крепь.

Арочная металлическая крепь представляет собой рамную несущую конструкцию, выполненную из отдельных арок, установленных на некотором расстоянии друг от друга по длине выработки.

Методика расчета арочной крепи предусматривает определение:

- смещений контура выработки на срок ее службы;

- расчетной нагрузки на крепь;

- плотность установки рам крепи;

- типа затяжки и спецпрофиля.

Исходные данные:

1. Средняя глубина заложения выработки - 550 м;

2. Прочность глинистых пород на одноосное сжатие - 8,5 МПа;

3. Пролет выработки - 3,8 и 4,1 м;

4. Срок службы - не менее 45 лет.

Смещение контура выработки определяется по формуле:

U = 500 ? E_О ? b ? (1+0,07t) ? К_b,

где: Е_О - относительные деформации пород за первый год, 0,07;

b - пролет выработок вчерне, м;

К_b - коэффициент воздействия других выработок

- для одиночной выработки К_b = 1

- для групповых выработок К_b = 2,2 ? (4,1+4,1)/13 = 1,39.

Максимальное смещение контура выработки за срок службы t составит:

для одиночной выработки (уклон на углубочный горизонт)

t, лет	1	3
U, мм	142	161

для группы выработок (уклоны по варианту 2)

t, лет	1	45
U, мм	213	828

В проекте предусмотрено использовать арки с трехзвенной крепью (АП-3), состоящей из верхняка и боковых стоек. Верхняк арки соединяется со стойками при помощи замков. Металлические межрамные связи, установленные в трех точках поперечного сечения выработки на всю ее длину обеспечивают вертикальную устойчивость рам и повышают несущую способность конструкции.

С учетом ширины выработки и площади ее сечения в черне принимаем арки из спецпрофиля СВП-22 по ГОСТ 18662 для одиночной выработки и СВП-27 для группы выработок.

Конструктивная податливость крепи АП-3 составляет 300 мм, а несущая способность - 330 кН (для СВП-22) и 410 кН (для СВП-27).

Расчетная нагрузка на крепь составила:

для одиночной выработки Р_Р = b х Р_Н = 3,6 х 91,6 = 330кН/м,

для группы выработок Р_Р = b х Р_Н = 3,6 х 126,4 = 455кН/м,

где: b - ширина выработки в свету, м;

Р_Н - нормативная нагрузка на крепь, определенная по СНиП II-94-80 с учетом технологических мероприятий защиты крепи, кПа.

Плотность установки рамной крепи по длине выработки составит: для одиночной выработки - 330/330 = 1,0 рама/м.; для группы выработок - 455/410 = 1,11 рама/м (шаг установки рам 0,9 м).

В уклонах в местах сопряжений с технологическими сбойками при пересечении глинистых пластов при пролетах до 7 м предлагается устанавливать рамы АП-3 из спецпрофиля СВП-33, а в местах с пролетом более 7 м - подкреплять кровлю двутавровыми балками, опирающимися на бетонные стены с шагом их установки 0,5 м, и штанговой крепью длиной 1,8 м.

Для обеспечения надежной работы рамной крепи и предупреждения обрушения породы внутрь выработки межрамное (и двутавровое) пространство перекрывается затяжками из железобетона и сеткой. На транспортных уклонах в районе ниш безопасности затяжка стен и кровли выполняется из пиломатериалов с пропиткой их антипиреном ОК-ГФ.

Устойчивость выработок на вскрываемых горизонтах

Устойчивость выработок на вскрываемых горизонтах во многом определяет геологическое строение пород продуктивного пласта и пород его подстилающих и покрывающих, а также габаритные размеры выработок.

На Втором калийном горизонте привязка кровли проектируемых выработок выполнена ниже кровли 2 сильвинитового слоя на 0,3 м под наиболее крупные монолитные соляные слои.

На Третьем калийном горизонте привязка выработок в пласте осуществлена по аналогии с гор. 445 м рудника 2РУ.

Кровля выработок и камер ОД с пролетом более 3,5 м закреплена штанговой крепью длиной 1,8 м с подхватом из швеллера. Шаг установки крепи 1,2 - 1,5 м. Выработки пройденные комбайном ПК-8МА с пролетом 3 м крепления не требуют.

4. Расчет конвейерного транспорта

вскрытие горный рудный шахтный

Основным видом доставки руды из проходческих и очистных забоев в приемные бункеры скипового ствола N1 принят конвейерный транспорт.

Для варианта 1 на черт. 668-33-04 ГМ л. 3 приведена схема конвейерного транспорта с обособленной отгрузкой проектной добычи руды на двух горизонтах. Подъем руды с каждого горизонта будет выполняться в скипах отдельной подъемной машиной. Тип конвейеров и параметры их привода приняты по аналогии оборудования установленного на рудниках РУП «ПО Беларуськалий» работающего в близких условиях.

Для варианта 2 на черт. 668-33-04 ГМ л. 1 и л. 2 приведены схемы расстановки оборудования на период вскрытия Третьего калийного горизонта (стадия строительства) и период эксплуатации.

В период строительства для доставки породы из забоя в выработки закладочных блоков очистной панели №1 приняты ленточные конвейеры КЛ-600 с шириной ленты 1 м. При мощности привода 150 кВт максимальная

длина конвейера при работе на него двух проходческих комбайнов и угле установки 5 градусов составит 500 м.

Отгрузка руды со Второго калийного горизонта на поверхность производится через северный бункер с перегрузкой руды от конвейеров главных направлений на стационарный ленточный конвейер КЛС-1200 длиной 70 м.

На стадии эксплуатации для ввода Третьего калийного горизонта по запроектированным планам ОД вскрытых горизонтов (М 1:2000) согласно проектной мощности рассчитано и выбрано соответствующее транспортное оборудование.

Отгрузка руды с нижнего горизонта на поверхность в объеме 4 млн. т/год производится через южный и северный бункеры с последующей перегрузкой руды горизонта от конвейеров главных направлений на вспомогательные конвейеры типа МКЛ3-1200, МКЛ2-1200 и КЛС-1200. В приложении к ТЭО приведены обоснование и расчеты установленных конвейеров.

При погашении верхнего горизонта проектные решения позволяют произвести монтаж новой конвейерной ветви в одной из свободных выработок уклона для поддержания общего объема добычи.

Удельный расход электроэнергии на подъем руды в приемные бункеры конвейерами по вспомогательным выработкам и уклону в период эксплуатации составит 2,08 кВт/т.

5. Подъем

Стационарные подъемные установки

Доставка отбитой руды из рудника на поверхность будет осуществляться скиповым подъемом шахтного ствола N1 с использованием двух загрузочных станций. Для этого ствол следует оборудовать скипами, а на поверхности установить надшахтные здания, совмещенные с копром и здания подъемных машин.

В данном разделе для каждого варианта дается оценка техническим решениям по обоснованию выдачи проектных объемов добычи руды.

Для варианта 1 глубина загрузки скипов со 2 гор. составила 513 м (с последующим переводом на 3 гор. - 653 м), а с 3 гор. - 675 м.

Для варианта 2 глубина загрузки скипов со 2 гор. составит 513 м и

535 м.

Для выдачи руды по варианту 2 принят аналог работы подъема скипового ствола N4 рудника 1РУ РУП «ПО Беларуськалий». Данный ствол глубиной 660 м обслуживают две подъемные установки 2Ц - 6х2,8У с

мощностью привода 3400 кВт. Подъем руды производится в скипах СН - 19,5 с донной разгрузкой грузоподъемностью 25т. Число подъемов в час - 30 и 31.

Высота копра - 70 м. Высота подъема скипа на поверхности для разгрузки - 58 м.

Годовая техническая производительность скипового подъема ствола N1 составит:

Агод = n х T х t х q / Кн = (30 + 31) х 330 х 18 х 25/1,5 = 6000000 т,

где n - количество скипов, выдаваемых по стволу в час,

T - количество рабочих дней в году,

t - рабочее время подъема по выдаче руды в сутки, час.,

q - грузоподъемность скипа, т,

Кн - коэффициент неравномерности работы подъема.

При средней скорости подъема 9,86 м/с часовой расход электроэнергии составит

25 х 9,86 х 10³ / (102 х 0,8) = 3021 кВт.

Удельный расход электроэнергии на подъем 1 т руды составит

330 х 2 х 3021х 0,67 х 18 / 6000000 = 4,01 кВт/т.

В варианте 1 для подъема руды в скипах со 2 гор. может быть принята вышеописанная подъемная машина (ПМ) 2Ц - 6х2,8У.

Годовая техническая производительность скипового подъема ПМ-1 ствола N1 при работе загрузочной станции расположенной ниже 2 гор. составит:

Агод = 21 х 330 х 18 х 25/1,5 = 2000000 т.

При средней скорости подъема 6,66 м/с часовой расход электроэнергии составит

25 х 6,66 х 10³ / (102 х 0,8) = 2040 кВт,

а удельный расход электроэнергии на подъем 1 т руды

330 х 2040 х 0,67 х 18 / 2000000 = 4,06 кВт/т.

Максимальная глубина обслуживания данной машины составляет

(2800 / 68 - 5) х 3,14 х 6 - 30 = 652 м < 653 + 58 м,

где 2800 - ширина барабана ПМ, мм,

68 - шаг нарезки барабана под требуемый диаметр каната, мм,

5 - число витков трения,

6 - диаметр барабана, м

30 - требуемая по ПБ длина каната на испытания, м

и для работы на нижнем горизонте по конструктивным данным не соответствует.

По согласованию с заводом изготовителем (ЗАО «НКМЗ» г. Новокрамоторск, Украина) по разработанному техническому заданию на базе ПМ 2Ц - 6х2,8У возможно проектирование и изготовление ПМ отвечающей требуемым условиям, например, 2Ц-6,3х3,1 которая по геометрическим размерам размещается в типовом здании старой подъемной машины. Ориентировочный вес новой машины может составить 255-275 т.

На период работы 2 гор. в скиповом отделении ствола ниже дозаторной камеры (~25 м) устанавливаются металлоконструкции для улавливания просыпи и снижения запыленности воздуха подаваемого на нижний горизонт. Данное обстоятельство исключает возможность одновременного использования данной машины по обслуживанию двух горизонтов.

Годовая техническая производительность скипового подъема ПМ-1 ствола N1 при работе загрузочной станции расположенной ниже 3 гор.

Агод = 31 х 330 х 18 х 25/1,5 = 3070000 т.

Годовая техническая производительность скипового подъема ПМ-2 (2Ц - 6,3 х 3,1) ствола N1 для обслуживания загрузочной станции расположенной ниже 3 гор. составит:

Агод = n х T х t х q / Кн = 32 х 330 х 18 х 25/1,5 = 3170000 т

и не обеспечивает проектную мощность подъема (4 млн. т/год при Кн = 1,5).

При сооружении у ствола подземного бункера с емкостью загрузки рассчитанной на 2,5 часа требуемой часовой производительности коэффициент неравномерности (Кн) можно принять равным 1,3 и тогда для выполнения задания двухскиповая подъемная установка 2Ц - 6,3х3,1

Агод = 32 х 330 х 19,7 х 25/1,3 = 4000000 т

должна работать в сутки почти 20 час.

При средней скорости подъема 13,03 м/с часовой расход электроэнергии составит

25 х 13,03 х 10³ / (102 х 0,8) = 3992 кВт.

Удельный расход электроэнергии ПМ-2 на подъем 1 т руды составит

330 х 3992х 0,77 х 19,7 / 4000000 = 5,0 кВт/т

При погашении запасов руды 2 гор. и равномерной нагрузки на две подъемные установки, обеспечивающих доставку руды 3 гор. (Кн = 1,5) на поверхность, удельный расход электроэнергии на подъем 1 т руды составит 4,74 кВт/т.

Следует отметить также, что использование в качестве аналога ПМ БЦК-8/5х 2,7 рудника 3РУ, обслуживающей гор. - 620 м, позволяет работать на проектных глубинах. Однако по техническим характеристикам данный тип установки не может обеспечить проектную производительность подъема на первые 25 лет эксплуатации и имеет массу в 1,6 раза выше и более сложную схему управления электроприводом.

Временные подъемные установки

Проходка скипового ствола на 1 стадии выполняется силами

ОАО «Трест Шахтоспецстрой» (г. Солигорск) по утвержденному проекту.

Проходческие лебедки и подъемные машины расположены на поверхности (22 шт.) и работают с временного копра.

В качестве подъемных машин использованы передвижные установки МПП-9 (2 шт., вес ед. 109 т, мощность привода 630 кВт) для подъема бадей БПС-3. Проходческие лебедки типа ЛПЭ грузоподъемностью 16, 10, 6,3 и 5т

использованы для направляющих канатов опалубки и подвесного полка, а также подвески кабеля и спасательной лестницы.

Выбор проходческого оборудования на период углубки ствола N1 произведен по типовым схемам разработанным ВНИИОМШС (г. Харьков), ГУП Трест «Шахтспецстой» (г. Москва) с учетом принятой технологической схемы проходки и имеющегося в наличии оборудования.

На черт. 668-33-04 ГМ л. 4 представлен проходческий комплекс для углубки ствола. Технологическая схема проходки - углубка скипового ствола сверху вниз с углубочного горизонта. Подъемная машина Ц2х1,5 (вес 30 т, мощность привода - 250 кВт) для подъема бадьи БПС-2 расположена на 2 горизонте в специальной камере. Доставка породы на рабочий горизонт будет осуществляться через уклон с углубочного горизонта с помощью самоходного транспорта. Размещение основных проходческих лебедок принято на поверхности, в камерах углубочного горизонта и на временных полках, расположенных в стволе.

6. Вентиляция

В данном разделе рассмотрены вопросы проветривания рудника и участков ведения горных работ для двух вариантов.

Согласно данным работы «Обоснование инвестиций ввода мощности по руде взамен выбывающей за счет строительства Краснослободского рудника по 2РУ РУП ПО» Беларуськалий» для отработки Третьего калийного

40

горизонта с проектной мощностью 6 млн. тонн/год необходимый расход воздуха составил 338 м³/с. В данном ТЭО при отработке двух горизонтов с

разной производительностью необходимое количество воздуха на каждый горизонт было определено по их проектной мощности:

- для Второго горизонта 338/6 x 2=113 м³/с,

- для Третьего горизонта 338/6 x 4=225 м³/с.

На рис. 3.6.1 и 3.6.2 приведены схемы вентиляции рудника по рассматриваемым вариантам.

Расчет вентиляции при углубке ствола

На рис. 3.6.3 приведена схема проветривания забоя при углубке скипового ствола N1. Основной схемой проветривания является нагнетание воздуха по трубопроводу, опущенному к забою ствола за счет напора вентилятора, установленного на расстоянии не менее 15 м от сопряжения со скиповым стволом рабочего горизонта. В стволе металлические трубы закреплены на его стенах.

Расчет количества воздуха, подаваемого в углубляемый ствол, производят по факторам:

- «взрывные работы». Количество воздуха, необходимое для проветривания углубляемой части ствола после производства взрывных работ

Qвв = 2,25/ t x (V_вв x S_c² x l_п² x k_обв/k_ут²)^1/3, м³/мин

где t - время проветривания, мин;

V_вв - объем ядовитых газов, образующихся после взрыва ВВ, л

V_вв=40 x В,

40 - объем газов, образующихся при взрыве 1 кг ВВ, л,

В-количество одновременно взрываемого ВВ, 120 кг (по данным проекта Р-3018.ПЗ «Шахтоспецстрой» г. Москва при углубке на 2 м);

S_c - сечение в свету углубляемой части ствола, м²;

l_п - длина углубляемой части ствола, м;

k_об - коэффициент, учитывающий обводненность выработки, 0,8;

k_ут - коэффициент, учитывающий утечки воздуха в трубопроводе

k_ут =(1/3 x k_у x d_тр x L_тр/l_зв х (R_тр)^0,5+1)²,

k_у - удельный стыковой коэффициент воздухопроницаемости,

d_тр - диаметр трубопровода, м

L_тр - длина трубопровода, м

l_зв - длина звена трубы, м

R_тр - аэродинамическое сопротивление металлического трубопровода,

Н·с²/м⁸

k_ут = (1/3 x 0,0006 x 0,6 x 170/4 x (25)^0,5+1)²=1,052.

Qвв =2,25/30 x (40 х 120 x 38,5² x 150² x 0,8/1,052^2)1/3 =366м³/мин=6,1м³/с.

- «люди». Количество воздуха, необходимое для проветривания углубляемой части ствола по наибольшему числу одновременно работающих людей

Qл = 6 x n, м³/мин

где 6 - норма расхода воздуха на 1 работающего, м³/мин

n - количество одновременно работающих людей.

Qл = 6 x 9=54 м³/мин =0,9 м³/с.

- «минимальная скорость движения воздуха». Количество воздуха, необходимое для проветривания углубляемой части ствола по минимальной скорости воздух

Qс = 0,15 x S_с,

где 0,15 - минимально допустимая ПБ скорость движения воздуха в тупиковом забое, м/с

Qс = 0,15 x 38,5 = 5,78 м³/с.

Расчетная производительность вентилятора для проветривания

углубляемой части ствола определяется по наибольшему значению расхода воздуха с учетом утечек воздуха в трубопроводе

Q_вент= k_ут x Q_р=1,052 x 6,1 = 6,4 м³/с.

Расчетная депрессия вентилятора определяется по формуле:

h_в = R_тр x Q_вент x Qвв + h_м + V_ср² x с / 2, Па

где h_м - депрессия, затрачиваемая на преодоление местных сопротивлений трубопровода для каждого поворота, Па

h_м = 0,35 x (3,14 /180 х у)² x V_cр²,

у - угол поворота трубопровода, градус;

V_ср - средняя скорость движения воздуха в трубопроводе на прямолинейном участке перед поворотом, м/с

V_ср= 4 x Q_вент / 3,14 x d_тр² = 4 x 6,4/3,14 x 0,6² = 22,6 м/с

h_м = 0,35 x (3,14 х 90/180)² x 22,6² = 440,7 Па,

с - плотность воздуха, кг/м³.

h_в = 25 x 6,4 x 6,1 + 2 х 440,7 + 22,6² x 1,2/2 = 2164 Па.

По рассчитанным аэродинамическим характеристикам для наших условий подходит вентилятор местного проветривания (ВМП) ВМЭ - 6 который широко используется на всех рудниках РУП «ПО Беларуськалий».

Расчет количества воздуха для проветривания вспомогательной наклонной выработки

Расчет количества воздуха, необходимого для проведения на углубочный горизонт вспомогательной наклонной выработки, производится по следующим факторам:

- «взрывоопасные газы»;

- «температура воздуха»;

- «минимально допустимая скорость движения воздуха».

Проходка вспомогательной выработки осуществляется проходческим комплексом в составе: проходческий комбайн ПК-8МА, бункер-перегружатель БП-14 и два самоходных вагона 5ВС-15М. Проветривание тупикового проходческого забоя выполняет ВМП в нагнетательном режиме. Гибкие вентиляционные трубы подвешиваются к тросу, протянутому вдоль кровли наклонной выработки.

Количество воздуха, необходимое для проветривания выработки по фактору «взрывоопасные газы»

Qг=100 x k_y x g x k_H x k_g x J/(j x C), м³/мин

где k_y - коэффициент, учитывающий утечки воздуха в трубопроводе длиной 400 м, 1,25;

g - газоносность пласта по взрывоопасным газам, 0,2 м³/м³;

k_H - коэффициент неравномерности газоносности, 1,72;

k_g - коэффициент дегазации отбитой горной массы 0,9;

J - производительность комбайна, т/мин;

j - объемный вес руды, т/м³;

C - требуемая расчетная концентрация условного метана, %

Qг=100 x 1,25 x 0,2 x 1,72 x 0,9 x 2,3 /(2,08 x 0,5)=85,6 м³/мин=1,43 м³/с.

Количество воздуха, необходимое для проветривания выработки при комбайновом способе отбойки породы по фактору «температура воздуха»

Qт = k_з x k_y x k_k x N x (1-з) x k_T/ (26 - T), м³/мин

где k_з - коэффициент, учитывающий тип забоя, 50;

k_k - коэффициент, учитывающий условия работы комплекса, 0,6;

46

N - суммарная мощность электродвигателей оборудования, кВт;

з - средневзвешенный КПД оборудования;

k_Т - коэффициент, учитывающий вынос тепла, 1;

Т - температура поступающего в выработку воздуха,°С.

Qт=50 x 1,25 x 0,6 x 360 x (1-0,92) x 1/(26 - 19) = 154,3 м³/мин = 2,57 м³/с.

Количество воздуха, необходимое для проветривания тупиковой выработки по фактору «минимальная допустимая скорость»

Qс = 9 x k_y x S_k, м³/мин

где S_k - площадь поперечного сечения комбайнового хода, м².

Qс = 9 x 1,25 x 11.9 = 133,9 м³/мин = 2,23 м³/с.

Требуемая производительность ВМП составит не менее 2,57 м³/с.

Аэродинамическое сопротивление трубопровода, на котором работает ВМП определяется по формуле:

R_тр = 0,6 R_e + R_m,

где R_e - линейное аэродинамическое сопротивление гибкого трубопровода диаметром 0,5 м, 330 Н·с²/м^8;

R_m - местное аэродинамическое сопротивление гибкого трубопровода, 100 Н·с²/м^8;

R_тр = 0,6 х 330+ 100 = 298 Н·с²/м⁸ = 29,8 км.

Требуемая депрессия ВМП составит

h = R_тр x Q_вт² = 298 x 2,57² = 1969 Па.

По рассчитанным аэродинамическим характеристикам для наших условий подходит вентилятор местного проветривания ВМЭ - 6.

Расчет вентиляции при вскрытии Третьего горизонта наклонными выработками

Расчет количества выработок для вскрытия горизонта по скорости движения воздуха определим по формуле:

n = Q/(V х S), шт.

где Q - количество воздуха требуемое для проветривания горизонта, м³/с;

V - нормативная скорость движения струи воздуха по выработкам,

м/с;

n =225/(8 х 9) =3,1 шт.

С учетом расположения в выработках различного оборудования принимаем их количество равное 4.

Расчет количества выработок для вскрытия горизонта по депрессии на участках определим по формуле:

n = h₁ / h_2,

где h₁ и h₂ - соответственно депрессии разных участков движения воздуха по выработкам варианта 1 и варианта 2 рассчитанные по зависимости

h = б x P x L x Q² / S³, даПа

б - коэффициент аэродинамического сопротивления, кг·сек²/м⁴:

P - периметр выработки, м;

L - длина выработки, м;

Q - расход воздуха, м³/с;

S - сечение выработки, м².

Аэродинамические характеристики выработок определены по данным воздушно-депрессионных съемок эксплуатируемых выработок калийных рудников РУП «ПО Беларуськалий».

Согласно расчетам по депрессии участков количество вскрывающих выработок на уклонах должно составить

n = 97,9/15,0 = 6,5,

а при длительной эксплуатации

n = 130,3/15,0=8,7.

Годовой расход электроэнергии ГВУ на проветривание углубочной части ствола по варианту 1 составит

1,2 х 225 х 15 х 365 х 24 х 0,66 / (1020 х 0,8 х 1000) = 28,7 тыс. кВт.

Годовой расход электроэнергии ГВУ на проветривание уклонов и вспомогательных выработок по варианту 2 составит

1,2 х 225 х (170,1+202,5)/2 х 365 х 24 х 0,66 / (1020 х 0,8 х 1000) = 357,35 тыс. кВт.

После отработки Второго калийного горизонта (через 29 лет) в табл. 3.6.3.2 приведены данные аэродинамических характеристик по вариантам при условии добычи руды (6 млн. т/год) с Третьего калийного горизонта.

Наименование выработок	б,	L	P	S	Q	h
Базовый вариант и Вариант 1
Углубляемая часть ствола	0,0046	145	25,2	38,4	338	33,9
Вариант 2
Уклоны	0,001	711	12,7	11,03	85	48,6
Уклоны	0,002	1340	11,3	9,9/9,0	85	225/300
Выработки 2-го горизонта	0,001	200	10,7	8,03	112	51,7
Выработки 3-го горизонта	0,001	240	10,7	8,03	112	62,2
Итого:						387,5/462,5

По аэродинамическим характеристикам принятый вентилятор ВЦД - 47,5 в варианте 2 не может выполнить проветривание выработок Третъего калийного горизонта и требует принять либо проведение дополнительных выработок в междупластье либо углубку скипового ствола диаметром в свету 7 м на 39 м (между отм. - 584 м и отм. - 623,1 м).

В экономической части ТЭО дана оценка вариантов по этому фактору.

7. Продолжительность строительства

Для быстрого ввода в эксплуатацию проектируемого предприятия на период строительства должен быть разработан проект организации строительства (СНиП 3.01.01.85). Основной целью проекта является определение сметной стоимости и продолжительности строительства.

В данном ТЭО для технико-экономического сравнения приняты технические решения трех вариантов вскрытия промышленных запасов калийных руд Краснослободского участка (см. подразделы 3.1 - 3.6).

Для проходки шахтных стволов в обводненных породах (с дневной поверхности до глубины 276 м) предусмотрен специальный способ проходки (искусственное замораживание горных пород) с применением тюбингового крепления и водоотливных средств. Бурение замораживающих скважин осуществляет ЗАО «Недраинвест». Тюбинги конструкции Шахтспецстроя высотой 1,5 м на диаметр ствола в свету 7 м изготавливаются (по соответствующим чертежам) РПУП Могилевским заводом «Стромтехника». Проектная скорость строительства ствола составит ~16 м/мес.

В варианте 1 при проходке ствола на 2 стадии проходки календарная скорость углубки составит - 9 м/мес. Горнопрохродческие работы в углубляемой части ствола совмещены с выполнением эксплуатационных функций его верхней части по обслуживанию Второго калийного горизонта. Это усложняет решение технических, организационных вопросов, а также обеспечение безопасных условий при выполнении углубочных работ. Месячная скорость углубки в 1.8-3 раза меньше скорости проходки ствола на 1 стадии, а производительность труда ниже в 1.5-2 раза. На рис. 3.7.1 приведен график организации работ по скоростной углубке ствола. Однако применение на различных участках ствола разных способов углубки усложняет общую организацию работ и вызывает неизбежные перерывы в углубке при переходе от одного участка ствола к другому. Анализ баланса времени проходки и углубки стволов по основным технологическим схемам показывает, что наибольший удельный вес составляют работы по проходке технологического отхода в подготовительный период и сооружение предохранительных устройств с последующим демонтажом на заключительном этапе.

Устройство технологического отхода вызвано производственной необходимостью так как существующие размеры ствола не позволяют разместить полный комплект проходческого оборудования на взрывоопасном расстоянии от забоя ствола. Величину технологического отхода определяют исходя из размеров проходческого оборудования (разгрузочный комплекс БПСМ) и опалубки, а также подвесного (с грейфером) и стационарных полков на которых размещаются углубочные и вспомогательные лебедки. Размер технологического отхода для проектируемого скипового ствола по предложенной технологической схеме принят 25 м. Скорость углубки на этом интервале составит 3-6 м/мес. Бурение при этом ведется с неполным обуриванием забоя и использованием малых зарядов, а уборка породы выполняется в ручную. В варианте 1 на заключительном этапе для ввода скипового ствола по обслуживанию Третьего калийного горизонта потребуется остановочный период (не менее 1 месяца) для выполнения в нем работ связанных с разрушением предохранительного целика оставлен-ного в стволе и возведении на этом месте по его периметру монолитной бетонной крепи.

Проходка горно-капитальных выработок будет осуществлена буровзрывным и машинным способом с использованием самоходного оборудования. Для строительства сооружений подземного комплекса будут привлечены трудовые ресурсы Солигорского ОАО «Трест Шахтоспецстрой». Проектная скорость сооружения приствольных выработок

ОД на один забой принята 300 куб. м/мес, а протяженных горизонтальных выработок проходимых комбайном ПК-8МА - 5-6 тыс. куб. м/мес.

Технологические нормы скорости проходки выработок определены по выполненным расчетам, рекомендациям СНиП 3.02.03.84, СНиП 1V-5-82 и могут уточняться с учетом разработки проектов производства работ.

На стр. 52 и стр. 53 с учетом освоения рассчитанных объемов работ и норм выработки для рассматриваемых вариантов приведены графики строительства рудника и погоризонтное освоение его проектной мощности.

Объекты поверхностного комплекса сравниваемых вариантов практически равноценны.

8. Перечень чертежей

№ п/п	Наименование чертежа	Обозначение чертежа	№ листа
1	II вариант вскрытия	668-33-04-ГПР	1
2	II вариант вскрытия	668-33-04-ГПР	2
3	I вариант вскрытия	668-33-04-ГПР	3
4	Схема расстановки оборудования. II вариант вскрытия	668-33-04-ГМ	1
5	Схема конвейерного транспорта. II вариант вскрытия	668-33-04-ГМ	2
6	Схема конвейерного транспорта. 1 вариант вскрытия	668-33-04-ГМ	3
7	Технологическая схема углубки ствола №1. Вариант 1	668-33-04-ГМ	4

4. Электроснабжение

Источником электроснабжения потребителей Третьего калийного горизонта Краснослободского рудника является подстанция 110/6/6 кВ ГПП2 Второго рудоуправления с двумя трансформаторами мощностью 40 МВА каждый. Распределение электроэнергии по потребителям Третьего калийного горизонта предусматривается от подстанции ЦПП-3 и ЦПП-В, размещаемых в околоствольном дворе на отм. - 623.1 м. Питающие кабели 6 кВ от ГПП-2 2РУ до ЦПП-3 и ЦПП-В прокладываются по стволам N1 и N2 по варианту 1 и по уклону для варианта 2. Расход силового кабеля на интервале между горизонтами по варианту 1 составит 4х200 м, а по варианту 2 - 4х2500 м.

Выводы

вскрытие горный рудный шахтный

1. Разработка Второго калийного горизонта Краснослободского рудника вызвана наличием на площади около 18 кв. км достаточной водозащитной толщи, обеспечивающей безопасность ведения горных работ, и необходимостью развития опережающего фронта очистных работ с целью исключения его подработки.

Вовлечение в отработку забалансовых запасов калийных солей Второго калийного горизонта при вскрытии его двумя вертикальными стволами обеспечивает новому руднику возможности организации добычных работ на нем и поставки добытой руды на обогатительную фабрику СОФ-2 РУП «ПО Беларуськалий» для стабильного выпуска минеральных удобрений. При селективной разработке пласта этого горизонта качество руды по КС1 может составить до 38-40% при содержании в ней НО до 14% (без учета ГПР). Имеющаяся возможность ввода ближе залегающего к поверхности калийного горизонта позволяет предприятию досрочно произвести ввод мощности в объеме до 2-3 млн. т/год и часть средств от полученной прибыли использовать на нужды строительства для освоения балансовых запасов калийных руд Третьего калийного горизонта.

2. В ТЭО положены разведанные и утвержденные запасы сырых солей Второго и Третьего калийных горизонтов по категориям А + В + С₁ согласно протокола ГКЗ СССР №10335 от 25.12.1987 г. в количестве соответственно - 94,8179 млн. тонн и 345,386 млн. тонн.

Принимая во внимание, что на вышерасположенном Втором калийном горизонте имеются значительные запасы руды и отработка части запасов технически возможна в ТЭО согласно утвержденного задания рассмотрен этап первоочередного ввода Второго калийного горизонта с добычей руды 2 млн. т/год и с Третьего калийного горизонта - 4 млн. т/год. Объемы добычи на горизонтах приняты пропорционально разведанным запасам.

3. В работе разработаны три варианта вскрытия калийных руд Третьего калийного горизонта Краснослободского рудника при условии независимого ведения добычных работ на Втором калийном горизонте.

Базовый вариант. Вскрытие калийных горизонтов двумя вертикальными стволами, пройденными в одну стадию, с дальнейшим сооружением приствольных приемных бункеров и загрузочных станций и освоением мощности рудника 6 млн. т в год.

Вариант 1. Проходка клетевого вентиляционного ствола N2 и скипового воздухоподающего ствола N1 (в две стадии) до Третьего калийного горизонта, с дальнейшим сооружением приствольных приемных бункеров и загрузочных станций. 1 стадия - проходка ствола N1 с поверхности до глубины 556.9 м (для освоения Второго калийного горизонта мощностью 2 млн.т/год). Порода утилизируется на поверхности. 2 стадия - углубка ствола N1 на глубину 710.5 м с расположением проходческого оборудования на поверхности и в подземных условиях (для освоения Третьего калийного горизонта мощностью 4 млн. т/год).

Вариант 2. Проходка клетевого вентиляционного ствола N2 до Третьего калийного горизонта, а воздухоподающего скипового ствола N1до Второго калийного горизонта с дальнейшим сооружением в междупластье горизонтов транспортных уклонов для подачи свежего воздуха на нижний горизонт и выдачи отбитой руды к приствольным приемным бункерам. Годовой объем добычи рудника - 6 млн. т в год.

4. Технико - экономическая оценка.

Все представленные варианты обеспечивают техническую возможность освоения Второго калийного горизонта с планируемой проектной мощностью 2 млн. т/год на 8 год от начала строительства.

Для каждого рассматриваемого варианта определены капитальные и эксплуатационные затраты (см. табл. 5.2.2). Наиболее лучшими показателями здесь обладает базовый вариант. Капитальные затраты на строительство этого варианта на 10% и 52% ниже соответственно варианта 1 и варианта 2.

По варианту 1 для освоения Второго калийного горизонта затраты на проходку ствола N1 (в ценах 1991 года) составят 21,03 млн. руб., а дальнейшие затраты на углубку ствола для освоения Третьего калийного горизонта - 8,1 млн. руб.

По варианту 2 для освоения Второго калийного горизонта капитальные затраты на проходку ствола N1 (в ценах 1991 года) составят 22,9 млн. руб.

Затраты на проходку уклонов и оснащение их конвейерным транспортом составят 24,6 млн. руб.

Годовые эксплуатационные затраты (в ценах на 1.08.2004 г.) по скиповому подъему, конвейерному транспорту и вентиляции базового варианта и варианта 1 сопоставимы между собой и составили 7602,2 млн. руб. и 8138,2 млн. руб., а по варианту 2 этот показатель составил - 11038,75 млн. руб. (на 45% выше базового варианта).

В варианте 1 при проходке ствола в две стадии календарная скорость углубки составит - 9 м/мес при этом месячная скорость углубки в 1.8-3 раза меньше скорости проходки ствола в одную стадию, а производительность труда ниже в 1.5-2 раза.

По продолжительности вскрытия освоение проектной мощности на Третьем калийном горизонте (4 млн. т/год) и в целом рудника на 6 млн. т/год по базовому варианту состоится на 11 год от начала строительства, а по варианту 1 и варианту 2 - на 12 год и 14 год.

5. Технические решения вскрытия рудных запасов Краснослободского рудника следует учитывать на последующих стадиях проектирования Краснослободского рудника, а также при разработке Программы освоения забалансовых запасов Второго калийного горизонта.

Размещено на Allbest.ru