Выбор, экономическое сравнение и расчет системы разработки рудных месторождений

Размещено на http://www.allbest.ru/

4

Размещено на http://www.allbest.ru/

Курсовой проект

по дисциплине «Системы разработки рудных месторождений»

на тему: «Выбор, экономическое сравнение и расчет системы разработки»

Содержание

Введение

1. Исходные данные для проектирования

2. Выбор системы разработки

2.1 Выбор системы по постоянным и переменным факторам

2.2 Экономическое сравнение систем разработки

3. Расчет показателей системы разработки

3.1 Расчет подготовительно-нарезных работ

3.2 Расчет показателей извлечения руды по стадиям работ

3.3 Расчет параметров буровзрывных работ

3.4 Расчет трудовых затрат по стадиям и процессам очистных работ

3.5 Расчет затрат на энергию

3.6 Расчет затрат на материалы

3.7 Доставка и погрузка пород

4. Экономический расчет системы разработки

Заключение

Список литературы

Введение

Правильный выбор системы разработки месторождений полезных ископаемых оказывает очень важное значение на экономическую деятельность горнорудного предприятия. При выборе систем разработки или их вариантов в качестве критериев оптимизации, кроме приведенных затрат, необходимо учитывать также экономический ущерб от потерь и разубоживания и ряд других экономических и социальных факторов, в частности, экологических.

1. Исходные данные для проектирования

Устойчивость руды…………….устойчивая

породы…………….средней устойчивости

Мощность, м ……………………40

Угол падения, град….…………..70

Склонность к возгоранию……..не склонна

Склонность к слеживанию….…не склонна

Сохранение поверхности……....не требуется

Контуры залежи………………...правильные

Ценность руды…………………..рядовая

Глубина разработки, м………….600

Себестоимость проходки ПНВ, руб/м3
Подготовительные работы	3157
Норма выработки по процессам:
Бурение, м/смену	21,75
Заряжание, кг/смену	1000
Доставка, т/смену	300
Стоимость единицы энергии:
Сжатый воздух, руб/м3	0,13
Электроэнергия, руб/кВт*ч	1,01
Стоимость оборудования, руб
Буровой станок НКР-100МА	170000
Зарядчик МЗКС-160	600000
ВДПУ-4ТМ	180000
Стоимость материалов, руб:
Аммонит 6ЖВ (порошок), 1т	15194
ДШ, 1000м	4840
КД, 1000шт	3960
Коронки буровые, 105мм, шт	1010
Штанги буровые НКР-100, шт	1611
Пневмоударники, шт	4545

разработка месторождение руда себестоимость

2. Выбор системы разработки

2.1 Выбор системы по постоянным и переменным факторам

Методика выбора заключается в первоначальном отборе всех технически приемлемых в рассматриваемых условиях систем. Далее из них по логическим соображениям выбираются конкурентоспособные, т.е. заведомо лучшие по сравнению с другими, по каким то показателям, и не проигрывают ни по одному из них [1].

При выборе системы учитываются факторы, которые принято делить на постоянные (устойчивость руды и вмещающих пород, мощность и угол падения) и переменные (ценность руды, склонность к возгоранию, необходимость сохранения поверхности и т.д).[4]

Выбор системы отображается в виде таблицы, в которой по вышеприведенным факторам на основе исходных данных определяется возможность применения той или иной системы (Таблица 2.1).

Таблица 2.1- Отбор системы разработки

Факторы	Системы разработки
	С естественным поддержанием очистного пространства	С обрушением руды и вмещающих пород	С искуссственным поддержанием очистного пространства
Постоянные
Устойчивая руда, породы средней устойчивости	Все системы	все кроме систем с самообрушением	все системы
мощность 40м, угол падения 70	Камерная система	Этажное и подэтажное принудительное обрушение	все кроме столбовой системы с креплением и последующим обрушением и системы разработки тонких жил
Переменные
руда не склонна к возгоранию	то же	то же	то же
руда не склонна к слеживанию	то же	то же	То же
поверхность не сохраняется	то же	то же	-
контуры залежи правильные	то же	Этажное принудительное обрушение	-
руда рядовая	то же	то же	-
глубина отработки 600м	то же	то же	-

В результате отбора осталось две системы - камерная система разработки и система этажного принудительного обрушения руды. Далее производится технико-экономическое сравнение этих систем и выбор наиболее оптимальной.

2.2 Экономическое сравнение систем разработки

С экономической точки зрения системы разработки отличаются друг от друга величиной материально- трудовых затрат на подготовку, выемку, транспорт и переработку рудной массы и показателями извлечения.

В экономическом сравнении систем разработки фигурируют материально- трудовые затраты C (руб/т), потери руды П (%), разубоживание R (%), удельные капиталовложения К (руб на 1т/год).

Показатели систем: камерная система: П=12..25%,

R=12..25%;

Система этажно-принудительного обрушения: П=10..20%,

R=10..30%;

Сравнение осуществляется по минимальной сумме сравнительных убытков. Критерий сравнения в этом случае определяется по выражению

С+Упр >min,

где Упр=Уп+Ур- экономический ущерб от потерь и разубоживания, определяемые из выражений:

, (2.1)

, (2.2)

Где Спер.п.п- затраты на переработку пустых пород, руб/т; бхв.п.п- содержание металла в хвостах обогащения, полученных в пустых породах или в металлургических шлаках.

Ввиду незначительной разницы в результатах между полученными системами, меньшими потерями у системы этажного обрушения и большего числа подготовительно- нарезных выработок у камерной системы предпочтение отдается системе этажно-принудительного обрушения.

Параметры блока: высота-70м

ширина- 27м

длина- 40м

3. Расчет показателей системы разработки

3.1 Расчет подготовительно-нарезных работ

Сущность системы заключается в том, что рудное тело в пределах этажа разбивается на блоки шириной 27 м, длиной равной мощности рудной зоны. Высота блока 70 м. Отбойка руды идет непрерывным фронтом по простиранию рудных тел. Обрушение блока одностадийное, производится массовым взрывом на компенсационные камеры и на зажимающую среду предыдущего блока. Ширина камер 5м. Компенсационные камеры образуются стадийно за 4 - 5 технологических взрывов. Разбуривание массива блоков производится пучками скважин диаметром 105мм, глубиной 50 - 60 м. Потолочина обрушается также с массовым взрывом пучками восходящих или горизонтальных скважин. Выпуск руды производится вибро-доставочными установками ВДПУ-4ТМ. Подсечка блоков плоская высотой 2 м. Образуется взрыванием горизонтальных скважин технологическими взрывами одновременно с разворотами.

Схема системы этажно-принудительного обрушении дана в приложении А. Данные по выработкам представлены в таблице 3.1.

Таблица 3.1- Объем подготовительно- нарезных работ в блоке

Выработки	число выработок	Общая длина выработок, м	сечение выработки, м2	Объем выработок, м3
		по руде	по породе	итого		по руде	по породе	итого
подготовительные выработки
Обгонный штрек	1	0	27	27	12,5	0	337,5	337,5
Откаточный штрек	1	0	27	27	12,5	0	337,5	337,5
Откаточный орт	1	40	20	60	12,5	500	250	750
Блоковый восстающий	1	0	76	76	6	0	456	456
Итого		40	150	190		500	1381	1881
нарезные выработки
камера ВДПУ	6	42	0	42	3,8	159,6	0	159,6
Дучка	6	18	0	18	3,2	57,6	0	57,6
орт подсечки	1	40	25	65	4	160	100	260
штрек подсечки	2	54	0	54	4	216	0	216
вентиляционный штрек	1	0	27	27	4	0	108	108
отрезной восстающий	1	60	0	60	2,8	168	0	168
буровой орт	1	40	12	52	8,2	328	98,4	426,4
буровой орт отрезной щели	1	36	0	36	6,2	223,2	0	223,2
буровые заходки	10	100	0	100	3,2	320	0	320
вентиляционный восстающий	1	0	25	25	4	0	100	100
Итого		390	62	452		1632,4	298,4	2038,8
ВСЕГО		430	212	642		2132,4	1679,4	3919,8
очистные работы
отрезная щель						14893	0	14893
подсечка (вкл. воронки)						15030	0	15030
обрушение массива						49968	0	49968
Итого						79891	0	79891
всего по блоку						82023,4	1679,4	83810,8

Балансовые запасы блока (Б_бл), определяются по выражению

Б_бл = B*L*H*г/sinб, (3.1)

где B, L, H - ширина, длина, высота блока соответственно, м;

б - угол падения залежи, град.

По формуле (2.6):

Объем блока: Vбл=27*40*70/sin70=80425м³

Балансовые запасы блока: Ббл=80425*3,7=297572 т.

Объем подсечки: Vподс=27*40*2+6*2145=15030м³.

Объем отрезной щели: Vотр.щ=5*40*70/sin70=14893м³

Объем обрушаемого массива: Vобр.м=49968м³.

3.2 Расчет показателей извлечения руды по стадиям работ

Для определения количества извлекаемой рудной массы на различных стадиях работ и в целом по блоку производится расчет по элементам блока и стадиям очистной выемки с учетом потерь и разубоживания (Таблица 3.2).

Извлекаемые запаса блока (Ибл, т) определяются по выражению:

Ибл=Б*(1-П), (3.2)

Добытая рудная масса определяется по выражению:

, (3.3)

Итоговые показатели потерь и разубоживания руды по блоку определяются из выражений:

П=1-Иб/Б, (3.4)

R=1-Иб/Д, (3.5)

Коэффициенты подготовительно- нарезных работ по блоку определяются по выражениям:

м/1000т, (3.6)

м/1000т, (3.7)

где ?L, ?V - суммарные длины и объемы выработок в блоке соответственно м(м³);

Б_бл - балансовые запасы руды в блоке, т.

Таблица 3.2- Показатели извлечения руды по стадиям работ в блоке

Стадии работ	Балансовые запасы, т	Потери руды, доли ед.	Разубоживание, доли ед.	Извлекаемые балансовые руды, т	Добыто рудной массы, т
подготовительные работы	1850,00	0,00	0,00	1850,00	1850,00
нарезные работы	6039,88	0,00	0,00	6039,88	6039,88
итого	7889,88	0,00	0,00	7889,88	7889,88
очистные работы
подсечка (вкл. воронки)	55611,00	0,01	0,02	55054,89	56155,99
отрезная щель	55104,10	0,02	0,03	54002,02	55622,08
обрушение массива	184881,60	0,15	0,20	157149,36	188579,23
итого	295596,70	0,099	0,128	266206,27	300357,30
ВСЕГО ПО БЛОКУ	303486,58	0,097	0,125	274096,15	308247,18

Коэффициенты подготовительно нарезных работ определяться по формуле (3.6) и (3.7):

м/1000т,

м³/1000т.

3.3 Расчет параметров буровзрывных работ

Общая масса заряда ВВ на отбойку (Q_вв, кг) определяется из формуле:

Q_вв = q*V, (3.7)

где q - удельный расход ВВ, кг/м³, принимается равным 1.1кг/м³.

V - обрушаемый объем руды, м³.

Объем бурения вычисляется по формуле

, (3.8)

где q_скв - количество ВВ в 1 м скважины, кг;

К_зап - коэффициент заполнения скважины.

Применяется скважинная отбойка руды. Диаметр скважины 105мм. Тип ВВ- Аммонит 6ЖВ, россыпной; плотность заряжания 1000кг/м³. Вместимость скважины 8,7кг/м. Коэффициент заполнения при глубине более 30м принимается 0,9. Для образования воронок применяются скважины уменьшенного диаметра (65мм), Тип ВВ- Аммонит 6ЖВ, россыпной; плотность заряжания 1000кг/м³. Вместимость скважины 3,3кг/м. Коэффициент заполнения 0,7

Расчет:

По формулам (3.7- 3.8):

Образование подсечки: Q_вв =1,1*2160=2376кг,

, 10 скважин.

Образование воронок: Q_вв =1,1*12870=14157кг,

Образование отрезной щели:

Q_вв =1,1*14893=16382кг,

, 24 скважины.

Обрушение массива:

Q_вв =1,1*49968=54964кг,

, 100 скважин.

3.4 Расчет трудовых затрат по стадиям и процессам очистных работ

По существующим на руднике нормам выработки и нормам технологического проектирования по всем производственным процессам рассчитываются трудовые затраты по формуле

, (3.9)

где Т - трудовые затраты, чел-смену;

V - объём работ, ед;

H_выр - норма выработки, ед./чел-смену;

N - число обслуживающих установку человек.

Для отработки блока было выбрано оборудование:

· образование воронок: перфоратор ПТ-48.

· обуривание блока: буровой станок НКР- 100;

· зарядка скважин: пневмозарядчик МЗКС - 160;

· доставка: ВДПУ - 4ТМ.

По формуле (3.9) рассчитаем трудовые затраты по стадиям:

Подсечка блока:

1. Бурение плоской подсечки: 14 чел-смену;

Образование воронок: 174 чел-смену;

2. Заряжание плоской подсечки: 9,5 чел-смену;

Образование воронок: чел-смен;

3. Доставка 185 чел-смену.

Отрезная щель:

1. Бурение 96,1 чел-смену;

2. Заряжание 65,5 чел-смену;

3. Доставка 183 чел-смену.

Обрушение массива:

1. Бурение 322,7 чел-смену;

2. Заряжание 219,8 чел-смену;

3. Доставка 616 чел-смену.

Итого трудовых затрат: на бурение: 606 чел-смену;

На заряжание: 351 чел-смену;

На доставку: 984 чел-смену;

3.5 Расчет затрат на энергию

Расчёт энергетических затрат осуществляется в зависимости от рода потребляемой машиной энергии.

Для потребителей пневмоэнергии

Q_сж.в=T_смены*q_сж.в*t*K_ис , (3.10)

где q_сж.в - расход сжатого воздуха машиной по технической характеристике, м³/мин;

Т- продолжительность смены, мин.;

t - время работы оборудования, смен;

K_ис - коэффициент использования оборудования во времени (для буровых установок - 0,7-0,8; для зарядных - 0,3-0,4).

Для потребителей электроэнергии

W_эл.эн. = T_смены*N*t* K_ис (3.11)

где W_эл.эн. - расход электроэнергии, кВт/ч;

Т - продолжительность смены, ч.;

N - суммарная мощность двигателей машины, кВт;

t - время работы машины, смен;

Принимаем продолжительность смены равной 7 часам (420 минут).

Исходя из объемов работ время работы оборудования:

1 Перфоратор ПТ-48: t=174 смен

1 Буровой станок НКР-100 t = 432 смены;

2 Пневмозарядчик МЗКС - 160 t = 87 смен;

3 ВДПУ - 4ТМ t = 1031 смен.

По формуле (3.10)

ПТ-48 (q_сж.в = 5,5 м³/мин):

Q_сж.в = 420*5,5*174*0,7 = 281358 м³ ;

НКР-100 (q_сж.в = 7 м³/мин):

Q_сж.в = 420*7*432*0,7 = 889056 м³ ;

МЗКС - 160 (q_сж.в = 6 м³/мин):

Q_сж.в = 420*6*87*0,3 = 65772 м³ ;

Суммарный расход пневмоэнергии составит:

Q_? = 281358+889056 + 65772 = 1236186 м³.

Рассчитаем расход электроэнергии по выражению (3.11):

ВДПУ - 4ТМ (N = 40 кВт):

W_эл.эн. = 7*40*1031* 0,8 = 230944 кВт*ч.

3.6 Расчет затрат на материалы

Расход взрывчатых материалов определяется исходя из паспорта БВР и способа взрывания зарядов. Кроме того необходимо учесть расход средств инициирования.

Ориентировочно расчет ДШ устанавливается по соотношению

(3.12)

где К - коэффициент зависящий от глубины скважин (при глубине до 10 м, К=1,2; при глубине более 10 м - 2,2).

Суммарные удельные затраты средств инициирования (С_си, руб/т) определяются по выражению

, (3.13)

где С_си - цена применяемых СИ, руб/ед.;

д_си - удельный расход СИ на 1 кг ВВ;

д_вв - расход ВВ на блок, кг;

Q_бл - балансовые запасы блока, т.

Расчет:

Затраты на ВВ составят:

Свв=15194*87,879=11335233 руб.

Расход ДШ определим по формуле (3.12):

=31268м,

Сдш=4840*31,268=151337 руб.

Расход КД- по одному на скважину, итого 134шт,

Скд=3960*0,134=530 руб.

Стоимость коронок буровых при расходе 55шт/1000м.скв составит:

Ск.б=1010*55*14,213=789532 руб.

Стоимость буровой стали при расходе 80кг/1000м.скв составит:

Сб.с.=36*80*14,213=40933 руб.

3.7 Доставка и погрузка руды

Все процессы приема, выпуска, вторичного дробления, доставки, погрузки и откатки руды происходят в нижней части блока - днище.

Сочетание выпуска с остальными процессами, протекающими в днище, влияют на их конструкцию и параметры. Каждому сочетанию технологических процессов присущ определенный конструктивный элемент.

Конструкция днища показана на схеме в приложении А.

Погрузка руды в блоке осуществляется с помощью шести установок ВДПУ-ТМ. Откатка - в вагонах локомотивным транспортом.

Затраты на установку ВДПУ принимаются равными 45чел/смену, и на блок составят 270чел/смен.

4. Экономический расчет системы разработки

Экономический расчет системы разработки заключается в определении себестоимости добычи 1 т руды.

Производительность труда бурильщика (П_бур, м/чел-смену) определяется по выражению

(4.1)

где К_пер = 1,05 - 1,1 - коэффициент перевыполнения норм;

К_бур - норма выработки, пог.м/чел-смен;

л - выход руды с одного метра скважины, т/м.

Производительность труда рабочего на выпуске (П_вып, т/чел.-смену) определяется по выражению

. (4.2)

Для определения производительности труда забойного рабочего (П_зр, т/чел.-смену) находятся суммарные трудовые затраты при отработке блока на очистных работах, включая всех рабочих, находящихся в штате добычного участка

, (4.3)

где Q_о.р. - количество рудной массы, выданной из блока при очистной выемке, т;

?Т_о.р. - сумма трудозатрат, рассчитанных по нормам, чел.-смену;

К_пер = 1,05 - 1,08.

Производительность труда по системе разработки определяется с учетом трудозатрат на очистных и подготовительно-нарезных работах из выражения

, (4.4)

где Qбл - полный объем рудной массы, выданной из блока, с учетом попутной

добычи при проходке, т;

Тпнр - трудозатраты на проходку горных выработок (чел-смен) определяются по выражению:

, (4.5)

где V_пнр - объем ПНР в блоке, м³;

Н_пнр - комплексная норма выработки на ПНР, м³/чел-смену.

Себестоимость 1 т руды по системе разработки складывается из себестоимости по подготовительно-нарезным и очистным работам и определяется по выражениям:

, (4.6)

, (4.7)

где С^/ - себестоимость проходки 1м³ выработок, руб/м³.

Себестоимость добычи по очистным работам определяется по элементам затрат: заработной плате, материалам, энергии, амортизации оборудования. Расчет сводится в таблицы 4.1 - 4.4.

Таблица 4.1 - Статья себестоимости «Заработная плата»

Профессия	Тарифный разряд	Тарифная ставка, руб.	Трудовые затраты, чел-смен	Сумма затрат, руб.
Бурильщик	5	185,3	606	112291
Взрывник	5	185,3	351	65040
Рабочий на доставке	4	167,5	984	164820
Итого:				342151

Определяем остальные доплаты:

· с районным коэффициентом 342151*1,3 = 444796 руб;

· с дополнительной зарплатой 444796*1,082 = 481269 руб;

· с ночными и премиальными 1,3*481269= 625650 руб;

· страховка (31,5 %) (0,315*342151) + 625650 = 733428руб

Себестоимость по статье «Заработная плата»

, (4.8)

где ?З - суммарные затраты по статье «Заработная плата»;

Q_р.м. - количество рудной массы, на которое производится расчет затрат, т.

Определим себестоимость по выражению (4.8)

2,43 руб/т.

Таблица 4.2 - Статья себестоимости «Материалы»

Наименование материалов	Единица измерения	Расход, Ед.	Цена за ед., руб.	Затраты, руб.
ДШ	тыс.м	31,268	4840	151337
Аммонит №6 ЖВ	т	87,879	15194,62	11335233
КД	тыс.шт.	0,134	3960	530
Коронки буровые КНШ-105	шт	781	1010,47	789532
Буровые штанги НКР	шт	128	1611,63	206208
Пневмоударники	шт	25,4	4545,38	115523
Штанги перфоратора	Шт/м3	90	3814	343260
Коронки перфоратора	Шт/м3	1287	203	261261
Лесоматериал	м3	370	1477,82	547671
Итого:				13146034
Всего с неучтенными материалами			13146034*1,15	15117939

Себестоимость по статье «Материалы:

, (4.9)

Рассчитаем себестоимость по выражению (4.9)

50,1 руб/т.

Таблица 4.3 - Статья себестоимости «Энергия»

Потребители энергии	Род энергии	Расход энергии, ед.	Цена за единицу, руб.	Затраты, руб.
Буровой станок НКР-100	Пневматическая	889056	0,13	115577
Перфоратор ПТ-48	Пневматическая	281358	0,13	36576
Зарядная машина МЗКС - 160	Пневматическая	553392	0,13	71940
ВДПУ - 4ТМ	Электрическая	230944	1,01	233253
Итого:				457346

Себестоимость по статье «Энергия»:

. (4.10)

Рассчитаем себестоимость по выражению (3.10)

1,51 руб/т.

Затраты по амортизации:

, (4.11)

где г_год - сумма годовых амортизационных отчислений, руб.;

t - время работы оборудования на рассчитываемый срок, смен;

N - число рабочих смен в году (248 смен).

Таблица 4.4 - Статья себестоимости «Амортизация оборудования»

Наименование оборудования	Цена с доставкой и монтажом, руб.	Норма амортизационных отчислений, %	Сумма амортизации в год, руб.	Время работы оборудования, смен	Затраты, руб.
Буровой станок НРК - 100	170000	20	34000	432	59225
Перфоратор ПТ-48	19700	50	9850	174	6910
Машина зарядная МЗКС - 160	600000	20	120000	87	42096
ВДПУ - 4ТМ	180000	30	54000	1031	224491
Итого:					332722

Себестоимость по статье «Амортизация»:

. (4.12)

Рассчитаем себестоимость по выражению (4.12)

1,1 руб/т.

Себестоимость 1 т руды по очистным работам:

(4.13)

Себестоимость 1 т руды по очистным работам по выражению (4.13) составит:

55,1 руб/т.

Рассчитаем себестоимость подготовительно-нарезных работ по выражению (4.7):

68,5 руб/т.

Себестоимость 1т руды по системе разработки по выражению (4.6) составит:

123,6 руб/т.

Производительность труда бурильщика определим по выражению (4.1)

397 т/чел-смену.

Производительность труда рабочего на выпуске определим по выражению (4.2)

330 т/смену.

Определим производительность труда забойного рабочего по выражению (4.3)

73,2 т/смену.

Производительность труда по системе разработки определяется по выражениям (4.4 и 4.5)

38,5 т/смену,

1119 чел-смен.

Полученные в результате расчетов технико-экономические показатели по системе разработки сводятся в таблицу 4.5

Таблица 4.5 - Технико-экономические показатели по системе разработки

Показатели	Проект
Балансовые запасы блока, в т.ч. из ПНР, т	303486,6
Потери руды, %	15
Разубоживание, %	20
Сырая руда, т	308247,18
Удельный объем ПНР на подготовленные запасы руды, м/1000 т, м3/1000 т	2,45 14,9
Выход руды с 1 м скважины, т	16,6
Удельный расход ВВ кг/т	1,1
Производительность очистного забоя, тыс.т/мес.	3,7
Производительность труда забойного рабочего, т/смену	73,2
Производительность труда по системе разработки, т/смену	38,5
Себестоимость 1т руды, руб/т	123,6

Заключение

В ходе данной работы были рассмотрены вопросы выбора оптимального варианта системы разработки с расчетом всех основных показателей. Были изучены методика выбора системы разработки, а также расчет ее основных показателей. В результате анализа полученных данных и по результатам расчетов были получены следующие результаты:

Наиболее оптимальным для данных горно-геологических условиях является вариант системы этажного принудительного обрушения со сплошной выемкой руды. Себестоимость 1т руды при использовании данной системы составит 123,6 руб.

Список литературы

1. Шеховцов В.С. Системы разработки: Методическое указание к выполнению курсового проекта/ СибГИУ.- Новокузнецк, 2006.-40с

2. Шеховцов В.С. Системы разработки месторождений полезных ископаемых: Учеб. Пособие/ СибГИУ. - Новокузнецк,2002.-248с.

3. Жигалов М.Л., Ярунин С.А. Технология, механизация и организация подземных горных работ: Учеб. Для вузов. - М.: Недра, 1990.-423 с.

4. Именитов В.Р. Процессы подземных горных работ при разработке рудных месторождений. М.: Недра, 1978.- 528с.

Размещено на Allbest.ru