Выбор и обоснование способа вскрытия шахтного поля и системы подземной разработки рудного месторождения

Размещено на http://www.allbest.ru/

Размещено на http://www.allbest.ru/

КУРСОВАЯ РАБОТА

Выбор и обоснование способа вскрытия шахтного поля и системы подземной разработки рудного месторождения

Введение

Темой данного курсового проекта является «Выбор и обоснование способа вскрытия шахтного поля и системы подземной разработки рудного месторождения».

Целью курсового проекта является: закрепление и расширение студентами теоретических и практических знаний про процессам подземных горных работ при разработке рудных месторождений, по элементам и параметрам камер, системам разработки, вскрытию месторождения, комплексной механизации подземных горных работ; приобретение необходимых навыков и умений по решению сложных задач горного производства; закрепление навыков, работы с учебной и научно-технической литературой.

Задачи курсового проекта: выбор и обоснование способов и схем вскрытия рудного месторождения; определение основных параметров и технико-экономических показателей очистной выемки; выбор и обоснование средств механизации и автоматизации процессов очистной выемки с учётом свойств горных пород; организация и планирование процессов очистной выемки.

1. Краткая горно-геологическая и горнотехническая характеристика месторождения

1.1 Геометрия залежи

Рудное тело крутопадающее, с углом наклона 60⁰. При длине залежи по простиранию равной 800 м и мощности в 2,5 м - месторождение можно отнести к среднему.

1.2 Породный состав

Рудное тело представлено железистыми кварцитами с коэффициентом крепости f=10 и плотности г=2,5 т/м³. Кварциты в высшей степени крепкие. Процентное содержание железа в кварцитах 32-37%. Относительная вязкость кварцитов 1,9. При пробном бурении выход керна длиной 100 мм и более составил 60%.

2. Расчёт параметров подземного рудника

2.1 Годовая производительность рудника

геологический месторождение шахтный рудник

Годовую производительность шахты определяем по годовому понижению очистной выемки, при проектировании ведения очистных работ на нескольких этажах.

РАСЧЕТ

1) По таблице 2.1 определяем размер месторождения, т.е. класс шахтного поля.

Таблица 2.1

№	Классы	Длина шахтного поля при мощности рудного тела
		До 15 м	>15 м
1	Небольшие	500-600	до 300
2	Средние	600-1000	300-600
3	Большие	1000-1500	600-1000
4	Очень большие	>1500	>1500

Рассматриваемое месторождение можно отнести к средним.

2) Среднее годовое понижение очистной выемки V₀=25 м и поправочные коэффициенты на мощность рудного тела (К₁=1,25) и на угол падения (К₂=1) принимаем по таблице 2.2, 2.3 соответственно.

Таблица 2.2

Классы	Число рабочих этажей	V0
1. Очень большие	1; 2	15; 20
2. Большие	1; 2	22; 25
3. Средние	1; 2; несколько	25; 30; 40
4. Небольшие	1; 2; несколько	30; 45; 60

Таблица 2.3

Мощность рудного тела	<5	5-15	15-25	>25
К1	1,25	1	0,8	0,6
Угол падения рудного тела	90	60	45	30
К2	1,2	1	0,9	0,8

3) Расчетное годовое понижение очистной выемки определяется по формуле:

V=V₀*K₁*K₁=40*1,25*1,19=59,5 м³

4) Площадь рудной залежи составляет:

S=L*m=800*2,5=2000 м²

5) Годовая производительность подземного рудника определяется по формуле:

A_r=(V*S*г*k_и.р.)/(1-k_р)=(59,5*2000*3,6*0,96)/(1-0,03)=423984 т

Принимаем годовую производительность подземного рудника равной 424000 т.

2.2 Определение срока эксплуатации подземного рудника

Срок службы шахты можно вычислить по формуле:

T=Z_пром/A_r

где Z_пром - промышленные запасы, А_r - годовая производительность рудника

Промышленные запасы

Z_пром=Z_бал*k_и.р.

где Z_бал - балансовые запасы, k_и.р. - коэффициент извлечения руды

Зная балансовые запасы (см. табл. 2.4), вычислим срок службы шахты

T=(Z_бал*k_и.р.)/A_r=(6413247,4*0,9)/424000=13,5 лет

Прибавив к сроку службы время на развитие и затухание добычи, принимаем срок эксплуатации шахты равным 16,5 годам.

Таблица 2.4. Распределение балансовых запасов руды

Стадии работ	Число вырабо-ток	Длина, м	Площадь поперечного сечения, м2	Объём по руде, м3	Балансовые запасы, т
		Одной выработки	Общая
Подготовительные работы: - откаточный штрек - восстающий	1 1	65 62	65 62	15,9 14	1033,5 868	3720,6 3124,8
Итого:			75		1901,5	6845,4
Нарезные работы - подсечка	1	63	63	15	945	3402
Итого:					945	3402
Очистные работы - выемка камер - выемка целиков	1 1	65 65	65 65		2400000 160000	6000000 400000
Итого:					2560000	6400000
Всего по блоку					2562846,5	6413247,4

3. Выбор и обоснование схемы вскрытия шахтного поля

Для вскрытия месторождения предлагаются следующие варианты вскрытия:

1) Вертикальным стволом по рудному телу, совмещающим в себе функцию главного и вспомогательного ствола. Вентиляции осуществляется по фланговому вентиляционному стволу. Выемка добытой руды осуществляется клетьевым способом;

2) Вертикальным главным и вспомогательными стволами, расположенными на флангах залежи. Функции вентиляционного берёт на себя вспомогательный ствол. Подъём горной массы ведётся скиповой установкой;

3) Двумя наклонными стволами, пройденными по породам лежачего бока. Наклонный ствол, осуществляющий вспомогательные и вентиляционные функции, имеет значительно больший угол наклона (до75⁰), чем главный (50⁰ - 55⁰). Доставка на поверхность осуществляется пластинчатым или скребковым конвейером;

4) Комбинированный, с наклонным главным стволом, пройденным по пустым породам со стороны лежачего бока вне зоны сдвижения вмещающих пород, и вертикальным стволом, совмещающим функции вспомогательного и вентиляционного стволов, пройденным по рудному телу. Главный ствол оборудуется двухканатной подъёмной установкой. Угол его наклона составляет 35⁰;

Одним из основных требований к вскрытию рудных месторождений является наличие двух надёжных выходов на земную поверхность. К тому же совмещение в одном стволе подъёма руды и доставки людей и грузов ведёт к увеличению и усложнению околоствольного двора. Поэтому первый вариант не может быть применён для разработки данного месторождения.

Учитывая предполагаемую годовую производительность проектируемой шахты 424000 т приходим к выводу, что применение конвейера в качестве подъёмного устройства нецелесообразно. И хотя третий метод вскрытия имеет ряд преимуществ, такие как объединение поверхностных площадок, в тоже время он создаёт необходимость оставления рудных околоствольных целиков, что ведёт к потерям полезного ископаемого.

Поэтому для технико-экономического сравнения оставляем второй и четвёртый варианты.

Оба способа предусматривают:

- создание двух надёжных независимых выходов на земную поверхность;

- разделение функций подъёма полезного ископаемого и вспомогательных функций между двумя стволами;

- отсутствие околоствольных рудных целиков, наличие которых приводит к потерям руды.

Как видно, основным отличием сравниваемых способов является тип главного ствола. Поэтому, выбор варианта вскрытия производим, сравнивая достоинства и недостатки вертикальных и наклонных стволов.

Вертикальный ствол не требует значительных расходов на поддержание и обслуживание, вследствие его минимальной длины. Он имеет большое сечение, что способствует большей пропускной способности ствола.

К недостаткам вертикальных стволов следует отнести:

- большую стоимость проходки;

- сложность процесса углубки.

Достоинствами вскрытия месторождения наклонным стволом является:

- относительно небольшие затраты, связанные со вскрытием шахтного поля и оборудованием поверхности;

- быстрый ввод шахты в эксплуатацию (срок строительства шахты с наклонным стволом примерно на 20-30% ниже, а затраты на 30% ниже, чем при сооружении в рассматриваемых условиях шахты с вертикальными стволами);

- при проходке стволов имеется возможность получения дополнительных геологоразведочных данных.

Кроме того, комбинированный способ даёт возможность организации фабричного комплекса по обогащению руды в непосредственной близости от выхода наклонного ствола на поверхность, т.к. промплощадки главного и вспомогательного (вертикального) стволов удалены друг от друга.

Недостатки наклонного ствола следующие:

- большая его протяженность;

- превышение объёма горных работ за весь срок службы шахты на 13-15%, чем при вскрытии вертикальным способом;

- необходимость значительных затрат на крепление;

- большое сопротивление крепи движению воздуха.

Транспортирование руды по стволам в обоих вариантах предусматривает цикличность доставки руды на поверхность.

Но, в четвёртом варианте, нет необходимости перегрузки добытой руды для подъёма её по стволу, что во многом компенсирует затраты на увеличение пути подъёма и увеличение околоствольного хозяйства.

Ограниченная пропускная способность канатного подъёма, вполне не приемлема при данной годовой производительности шахты.

В силу указанного принимаем способ вскрытия месторождения вертикальным стволом, т.е. второй вариант.

4. Выбор способа подготовки шахтного поля

Решение этой задачи предполагает определение экономически целесообразной схемы подготовки и порядка отработки частей шахтного поля и пластов при рациональных схемах и параметрах технологического участка. Кроме того требуется найти такую рациональную высоту горизонта, панели или этажа. При которой сумма приведённых затрат на проведение выработок, их поддержание, транспортирование и другие работы была бы минимальной.

Выбор схемы подготовки и порядка отработки частей шахтного поля осуществляется исходя из горно-геологических и горнотехнических условий месторождения, схемы технологического участка, способа транспортирования руды, материалов, оборудования и людей и задач по обеспечению заданного объёма добычи.

Подготовка месторождения к очистной выемки характеризуется:

- способом подготовки - типом, числом и схемой расположения подготовительных выработок;

- обеспеченностью рудника (шахты) подготовленными запасами руды;

- объёмом подготовительных работ.

Способ подготовки месторождения к очистной выемки определяется:

- горно-геологическими условиями залегания месторождения (мощностью, углом падения, устойчивостью вмещающих пород и руды, глубиной залегания, геологическими нарушениями, необходимостью дополнительной разведки и осушения и т.д.);

- техническими и экономическими условиями разработки месторождения.

За небольшим исключением (пологое и отчасти наклонное залегание, малые размеры рудных тел и т.д.) способ подготовки месторождения к очистной выемке определяется схемой расположения выработок основного горизонта, выбор которого часто представляет сложную задачу технико-экономического характера. Выбор места расположения восстающих обычно не вызывает больших затруднений и как, правило, увязывается с расположением выработок основного горизонта.

Возможные схемы расположения выработок основного горизонта намечаются в каждом конкретном случае в зависимости от горно-геологических и технических условий разработки месторождения.

Основными требованиями при этом являются:

- безопасность работ при погрузке и транспортирование руды;

- обеспечение надлежащего проветривания очистных выработок;

- возможность выполнения профилактических мероприятий, а при необходимости и изоляции пожарного участка при разработке руд, склонных к самовозгоранию;

- своевременная подготовка запасов руды к очистной выемке, обеспечение необходимого резерва подготовленных и готовых к выемке запасов руды;

- обеспечение заданной производительности рудника;

- возможность применения и эффективного использования новейших систем механизации, автоматизации, погрузки и транспортирования руды.

При подготовке маломощных месторождений (от 0,6-0,8 до 2 м) подготовительные выработки обычно располагают по руде.

При подготовке весьма мощных (15-20 м) месторождений основные подготовительные выработки обычно располагают в лежачем боку; расстояние полевых штреков до рудного тела увеличивается с глубиной разработки. Применение полевой подготовки мощных и весьма мощных месторождений руд, склонных к самовозгоранию, является обязательным.

В связи с мощностью рудного тела нашего месторождения, равного 2,5 метрам, выработки будем располагать по руде и по вмещающим породам.

5. Выбор и обоснование системы разработки месторождения

Существуют три класса системы разработки:

Первый класс. Системы разработки с естественным поддержанием очистного пространства.

Второй класс. Системы разработки с обрушением руды и вмещающих пород.

Третий класс. Системы разработки с искусственным поддержанием очистного пространства.

Для выбора системы разработки месторождения необходимо учесть устойчивость руды и вмещающих пород, мощность, угол падения рудного тела, потери руды, разубоживание руды.

Породы полезного ископаемого устойчивые, в связи с крепостью руды f=10. При этом технически приемлемы все системы разработки, кроме этажного самообрушения и столбовой системы с обрушением.

Таким образом, экономически целесообразно принять разработку месторождения первым классом, системой с естественным поддержанием очистного пространства.

Теперь необходимо выбрать конкретный тип системы разработки. Это выполняется на основании сравнения технико-экономических показателей различных типов систем, принятием эксплуатации системы с наилучшими параметрами. В связи с тем, что рудное тело является крутопадающим б=60⁰ и малой мощности приемлемы системы:

1) с подэтажной отбойкой;

2) подэтажное обрушение;

3) разработка горизонтальным и наклонным слоями с закладкой;

4) разработка тонких жил с раздельной выемкой;

5) с креплением;

6) с отбойкой руды;

7) слоевое обрушение.

Вторая и седьмая системы не подходят для данного месторождения в связи с устойчивостью руды и вмещающих пород. Четвёртая экономически не приемлема, т.к. цена полезных ископаемых не покроет сумму затрат на их добычу. Остальные системы имеют значительные потери в целиках, кроме системы с отбойкой из магазинов.

Поэтому принимаем систему разработки с магазинированием руды, в связи с малыми показателями потерь и разубоживания руды. И т.к. её применение на залежах малой мощности позволит максимально использовать возможности месторождения.

6. Обоснование способа поддержания очистного пространства

Поддержание очистного пространства - это совокупность мероприятий по предупреждению вредных последствий проявления горного давления в очистных выработках в целях обеспечения безопасности и необходимых условий работы. Поддержание очистного пространства применительно к подземным работам называют управлением горным давлением.

Способы поддержания очистного пространства при очистной выемке разделяются на следующие три класса:

Первый класс. С естественным поддержанием очистного пространства.

Второй класс. С обрушением налегающих пород.

Третий класс. С искусственным поддержанием очистного пространства.

Естественное поддержание очистного пространства осуществляется за счет естественной устойчивости налегающих пород, а также устойчивости еще не выработанных участков руды - целиков, выполняющих роль опор. Горное давление при это регулируется за счет выбора размеров очистного пространства (ширину камер), расположения, формы и размеров поддерживающих целиков.

Естественной поддержание очистного пространства возможно при устойчивых рудах и породах и глубине разработки не более 1000-1500 м (иначе опорное давление в целиках разрушит их).

Обрушение налегающих пород используется тогда, когда естественным путём поддерживать очистное пространство невозможно или нецелесообразно (из-за больших потерь руды в целиках). Оно имеет двойную цель: а) снизить опорное давление в соседних очистных блоках, где ведутся очистные или подготовительно-нарезные работы; б) вовремя избежать так называемых воздушных ударов, возникающих при неожиданном самопроизвольном обрушении в отработанное пустое пространство больших масс налегающих пород. Удар падающей массы пород может разрушить днище блока, а воздушный поток нарушить крепление выработок, вывести из строя оборудование, привести к несчастным случаям.

Искусственное поддержание очистного пространства наиболее трудоёмкий и дорогостоящий технологический процесс подержания.

Искусственное поддержание целесообразно тогда, когда другие способы неприемлемы технически или не обеспечивают достаточной полной и чистой выемки руды. Поэтому, в связи с устойчивостью руды и вмещающих пород, а также глубины разработки, принимаем первый способ, с естественным поддержанием очистного пространства.

7. Выбор и обоснование средств механизации и автоматизации процессов очистной выемки

Комплексная механизация - система взаимосвязанных и дополняющих друг друга машин, обеспечивающих механизацию основных и вспомогательных процессов производства. При комплексной механизации достигается повышение безопасности и производительности труда, создаются благоприятные условия для автоматизации производственных процессов.

Очистным, или выемочным, комбайном называют комбинированную машину, с помощью которой в очистном забое производят одновременно отделение руды от массива и навалку его на забойный конвейер.

Различают широкозахватную и узкозахватную выемку. Широкозахватной называют выемку, при которой разрушение рудного массива осуществляется полосами шириной более 1 м (до 2 м). Узкозахватной называют выемку, при которой разрушение рудного массива осуществляется полосами шириной менее 1 м. Разновидностью узкозахватной выемки является струговая, при которой разрушение руды осуществляется движущимся вдоль забоя стругом, снимающим стружку руды шириной 0,1-0,2 м.

Узкозахватная наиболее прогрессивная и в настоящее время - основной подземный способ выемки.

Основные преимущества узкозахватной выемки перед широкозахватной - это то, что выемка происходит в зонах естественного отжима руды горным давлением, что снижает сопротивление его разрушению и позволяет горным машинам:

- работать на повышенных скоростях;

- позволяет решить вопрос полной механизации и автоматизации;

- позволяет обеспечить поточность производства.

В качестве очистного комбайна можно применить комбайн 2К52, который работает с рамы забойного изгибающегося конвейера СП-63. передвижение комбайна осуществляется при помощи тяговой круглозвенной цепи, закреплённой на приводной и концевой головках с холостым перегоном. Комбайн имеет одностороннее расположение шнеков. Перемещаясь вдоль забоя, комбайн производит отбойку и погрузку руды.

Согласно исходным данным принимается электровозная откатка при транспортировании руды по откаточным выработкам (штрекам, ортам, квершлагам) на концентрационные горизонты.

При выборе подвижного состава учитывались:

- годовая производительность шахты (424000 т/год);

- значительная длина откатки;

- наличие концентрационных горизонтов, со значительным сроком службы.

8. Определение основных технологических параметров очистной выемки и технико-экономических показателей

1. Площадь отбиваемого слоя при мощности рудного тела 2,5 м и длине отбиваемого слоя 34 м, составляет:

S_сл = m*L_сл = 2.5*34 = 85 м²;

2. Число шпуров на весь забой при удельном числе шпуров:

N = n_уд*S_сл = 1.2*85 = 102 шпура;

3. Суммарная длина шпуров в забое при длине шпура L_шп = 2,2 м:

L = n_шп*L_шп = 102*2.2 = 224,4 м;

4. Общий расход ВВ при массе заряда равной 1,8 кг на 1 м шпура диаметром 42 мм:

Q = q*L = 1.8*224,4 = 403,92 кг;

5. Количество рудной массы добываемой в забое:

Q_р.м. = (S_сл*I_шп*з*г*К_и.р.)/(I-К_р) = (85*2,2*0,9*3,6*0,96)/(1-0,03) = 599,6 т;

6. Фактический удельный расход ВВ на 1т добычи рудной массы:

q_ф = Q/Q_р.м.=403,92/599,6 = 0.674 кг/т;

7. Продолжительность обуривания забоя перфоратором ПТ-29 одним бурильщиком (П_б=1) при его норме выработки п_б=36 м/смену:

t_з = L/п_б*П_б =(224,4*1)/36 = 6 смен;

8. Трудоёмкость работ по бурению шпуров в забое:

N_б = n_б*t_з=1*6 = 6 человек / смену;

9. Трудоёмкость работ по бурению шпуров на 1 тыс. т добытой рудной массы:

N_б.о. = (N_б/Q_р.м.)*1000 = (6/599,6)*1000 = 10 человек / смену;

10. Продолжительность заряжания шпуров в забое одним пневмозарядчиком при производительности 1200 кг/смену:

t_пз = Q/(N_пз*П_пз) = 403,92/(1*1200) = 0,34 смен;

11. Трудоёмкость работ по заряжанию шпуров в забое одним рабочим:

N_з.о. = (t_пз/Q_р.м.)*1000 = (0,34/599,6)*1000 = 0,56 человек / смену;

9. Обеспечение безопасности ведения горных работ

Система организационных мероприятий и технических средств, предотвращающих воздействие на работающих опасных производственных факторов, т.е. травмирование трудящихся, называемая техника безопасности или безопасное ведение горных работ.

Следует иметь в виду, что травмированию обычно предшествует цепь взаимосвязанных явлений. И хотя травму вызывает последнее из них, являющееся непосредственной её причиной, оно далеко не всегда является главной причиной.

Причины несчастных случаев могут быть организационного и технического характера.

Организационные причины связаны с аритмичностью работы предприятия, недостатка обучения и техники инструктажа по технике безопасности, неправильным учетом психофизических возможностей человека, недостаточной производственной дисциплиной, квалификацией работающих и т.д.

Технические причины связаны с конструктивными недостатками машин и механизмов, износом отдельных деталей, неудовлетворительным качеством материалов и тому подобным, а также с горно-геологическими условиями. По существу, собственно, техническими причинами можно назвать лишь те, которые являются результатом объективно существенных ограничений технических возможностей общества.

Непосредственная причина травмирования обычно имеет технический характер.

Каждый несчастный случай является конечным результатом опасного развития технологических или природных процессов, а также неправильных действий людей, которые приводят к тому, что причинитель травмы переходит в опасное состояние, а человек попадет под его воздействие.

Несчастный случай имеет вероятностный характер. Наличие опасного причинителя травмы не всегда приводит к травмированию, т.к. необходимо, чтобы человек подвергся его воздействию.

Несчастный случай всегда имеет не менее двух причин: одна вызывает появление опасного причинителя травмы, а другая подводит человека под его воздействие. Чаще обе причины являются следствием неправильных действий людей.

Различают 4 вида неправильных действий людей в процессе труда: ошибки (совершаемые неумышленно), нарушения (совершаемые умышленно), отказы (временный выход человека из работоспособного состояния вследствие внезапного кратковременного обморока или затмения сознания), и сбои, т.е. запоздалые или преждевременные исполнения действий.

Несчастный случай чаще всего происходит неожиданно в течение короткого промежутка времени. Однако накопление и формирование причин и условий для его возникновения происходит в большинстве случаев в течение длительного промежутка времени. Поэтому при внимательном и добросовестном отношении к технике безопасности и хорошей подготовке людей к труду можно не допустить несчастных случаев.

Причинитель травмы опасен для человека в пределах опасной зоны - части рабочего пространства, в которой проявляется действие опасного причинителя.

Опасными зонами в шахтах чаще всего бывают:

- участки выработок, в которых склонные к обрушению горные породы ненадёжно удерживаются от обрушения из-за отсутствия крепи, плохого её состояния или вследствие неправильно выработанных параметров горных работ (ширины камер, размеров уступов и т.д.);

- пространства, примыкающие к неограждённым движущимся (особенно вращающимся) частям и органам, а также передвигающимся транспортным средствам (вагонам, электровозам, клетям и т.д.);

- части горных выработок, по которым могут проходить ударные и тепловые волны взрыва, разлетаться куски горных пород при взрывной отбойке, горном ударе или внезапном выбросе горных пород и газов, и распространяться вредные газы;

- пространства, примыкающие к находящимся под напряжением неизолированным токоведущим частям или проводникам;

- участки значительного и концентрированного выделения и возможного образования недопустимых концентраций метана, углекислого газа и других вредных и опасных газов;

- непроветриваемые или плохо проветриваемые горные выработки.

Заключение

Курсовой проект выполнен по выданному преподавателем заданию. В разделах проекта мы решаем различные технические задачи.

Для данного месторождения согласно технико-экономическому обоснованию подходит система вскрытия вертикальными шахтными стволами и системой разработки с магазинированием руды. Рассчитали годовую производительность рудника, она составила 320000 т/год, срок эксплуатации шахты, равный 20 годам. Выяснили, что месторождение имеет устойчивую руду и вмещающие породы.

Список использованной литературы

геологический месторождение шахтный рудник

Ернеев Р.Ю. Учебно-методическое пособие к выполнению курсового проекта. Г.: ГИ (филиал) МГОУ, 2008.

Именитов В.Р. Процессы подземных горных работ при разработке рудных месторождений. М., Недра; 1978.

Агошков М.И., Борисов С.С. Разработка рудных и нерудных месторождений. М. «Недра», 1983 г.

Панин И.М., Ковалев И.А. Основные положения технологии подземной добычи руд. М.; Изд. УДН им. П. Лулумбы, 1983 г.

Терпигорева А.М., Каплунова Р.П., Молскалькова Е.Ф. Справочник по горному делу. М., Государственное научно-техническое издательство. 1961.

Бурчаков А.С, Гринько Н.К., Ковальчук А.Б. Технология подземной разработки пластовых месторождений полезных ископаемых, М., Недра; 1978.

Килячков А.П. Технология горного производства. М., Недра; 1979.

Шешко Е.Ф., Справочник по строительству угольных шахт. М., Углеиздат, 1952

Баранов А.О. Расчёт технологических параметров процессов подземной добычи руд. М.: Недра, 1985.

Справочник по горному делу/ Под. ред. В.А. Гребенюка, Я.С. Пыжъянова, И.Е. Ерофеева. М.: Недра, 1983.

Размещено на Allbest.ru