Проект проходки наклонного ствола

Размещено на http://www.allbest.ru/

Министерство образования, науки и молодежной политики Забайкальского края

Государственное образовательное учреждение среднего профессионального образования

Забайкальский горный колледж имени М.И. Агошкова

Курсовая работа

по предмету: Горное дело

на тему: Проект проходки наклонного ствола

Выполнила:

Ждановских. Р.Е.

г. Краснокаменск 2014 г.



Ключевые слова: наклонный ствол, сечение выработки, взрывчатое вещество, горное давление, трудоемкость работ, производительность труда. Цель проекта:

• выбор горного оборудования для проходки наклонного ствола;

• рассчитать параметры поперечного сечения наклонного ствола;

• рассчитать параметры буровзрывных работ;

• определить продолжительность и трудоемкость операций проходческого цикла;

• описать организацию работ по проведению наклонного ствола;

• осветить вопросы техники безопасности при проведении наклонного ствола.

Предложенная в проекте организация работ обеспечивает высокую скорость проведения наклонного ствола, тем самым повышается эффективность горнопроходческих работ. Эта организация работ рекомендуется для внедрения на предприятии.



Содержание

Введение

1. Горная часть

1.1 Выбор транспортного оборудования

2. Расчет поперечного сечения наклонного ствола

2.1 Расчет горного давления

2.2 Расчет поперечного сечения выработки вчерне

3. Расчет буровзрывных работ

4. Выбор бурильных машин и определение их производительности

5. Выбор и определение производительности установок бурильных шахтных

6. Расчет производительности погрузочных машин

Заключение

Список литературы



Введение

Вскрытие наклонными стволами.

Наклонные стволы проводят с поверхности по пласту полезного ископаемого или по достаточно устойчивым породам. Хотя наклонные стволы длиннее вертикальных, использование наклонных стволов в качестве основных вскрывающих выработок имеет ряд достоинств:

- скорость проведения наклонного ствола в среднем в 2--4 раза выше скорости проведения вертикального ствола той же площади поперечного сечения, что позволяет сократить общий срок строительства шахты на 20-- 30%;

- стоимость проведения 1 м наклонного ствола примерно в 1,2--1,5 раза меньше, чем вертикального; возможна полная конвейеризация транспортирования я от очистного забоя до поверхности, обеспечивающая снижение трудоемкости работ на подземном транспорте до 25%;

- меньшие сроки пуска шахты в эксплуатацию;

- получение попутной добычи при проведении вдоль рудного тела;

- упрощение схемы околоствольного двора.

Подъем руды по наклонным стволам можно осуществлять вагонетками, скипами, конвейерами и автосамосвалами (троллейвозами).

Подъем руды по наклонным стволам в автосамосвалах (такие стволы называют автосъездами). Подъем руды производится специальными подземными дизельными самосвалами с двойной очисткой выхлопных газов. Автосамосвалы могут преодолевать подъем 10-12є, но угол наклона авто съездов для подъема руды принимают равным 5-8є, что является оптимальным с учетом затрат на проходку стволов и эксплуатационных расходов.

Площадь сечения автосъездов не менее 20 м2, форма сечения сводчатая, крепление штанговое, торкрет-бетоном, или штанговое в сочетании с торкрет-бетоном. В сложных горно-геологических условиях допускается бетонное крепление.

Технология проведения автосъездов аналогична проходке горизонтальных выработок. Ствол может быть введен в эксплуатацию при достижении первого добычного горизонта. Это обусловлено отсутствием необходимости сооружать надшахтные здания и устанавливать в них подъемные механизмы. Проходка ствола на проектную глубину вскрытия не требуется, а его углубка осуществляется одновременно с добычными работами на вскрытых горизонтах.

При небольшой производительности рудника для выдачи руды проходят один автосъезд с камерами разминовки автосамосвалов через каждые 500 м при большей производительности - два автосъезда - для груженых и порожних автосамосвалов.

Существенным недостатком вскрытия автосъездами являются высокие затраты на проветривание рудника, так как согласно ЕПБ на каждый киловатт мощности дизельного двигателя автосамосвала необходимо по давать не менее 6,8 м³ воздуха в минуту.

Кроме того, с увеличением глубины разработки производительность самосвалов резко уменьшается. Поэтому схему подъема автосамосвалами рекомендуется применять при небольшой глубине разработки (до 300 м) и относительно невысокой производительности рудника (максимум 1,5_млн/^т год). Данная схема вскрытия предпочтительна при возможности загрузки автосамосвалов в забое или из участковых рудоспусков, а также при транспорте руды до обогатительной фабрики.



1. Горная часть

1.1 Выбор формы поперечного сечения

Форма поперечного сечения горной выработки зависит от величины горного давления, конструкции крепи, срока службы и размеров горной выработки. В горнорудной промышленности в основном нашли применение прямоугольная, трапециевидная и прямоугольно - сводчатые формы.

В нашем случае применим прямоугольно - сводчатую форму .

Технические характеристики оборудования.

Погрузочно-доставочная машина Моаз - 4055.

Вместимость ковша:3,25 м³

Грузоподъемность, кг 9000.

Габариты в транспортном положении:

Ширина, мм 2650.

Высота, мм 2300.

Длина, мм 9660.

Высота погрузочная 4950 мм.

Радиус поворота наружный, мм 6700.

Радиус поворота внутренний, мм 3100.

Мощность двигателя, кВт 190.

Самосвал подземный МоАЗ-74052-9586.

Вместимость кузова, м3 12,5-14.

Грузоподъемность, кг 25000.

Габариты в транспортном положении:

Ширина, мм 2900.

Высота, мм 2630.

Длина, мм 8600.

Высота погрузочная, мм 2500.

Радиус поворота, мм 7650.

Радиус поворота внутренний, мм 3500.

Масса полная, кг 41500.

Мощность двигателя, кВт 190.

Скорость движения 40 км/ч?

Самоходная буровая установка Boomer XE3 C.

Габариты в транспортном положении:

Ширина, мм 2926.

Высота, мм 3664.

Длина, мм 16362.

Радиус поворота нарухжный, мм 11450.

Радиус поворота внутренний, мм 5900.

Масса полная, кг 42440.

Мощность двигателя, кВт 173.

Зона обуривания до 198 м².

Стрела 3 x BUT 45L.

Податчик 3 x BMH6816.

Общая длинна податчика мм. 6502.

Глубина бурения макс. мм. 4668.

Перфоратор 3 x COOP 3038.



2. Расчет площади поперечного сечения

Размеры поперечного сечения подземных выработок определяют графоаналитическим способом по максимальным габаритам транспортного оборудования и с учетом зазоров, предусмотренных Правилам безопасности при геологоразведочных работах.

С одной стороны выработки настилается пешеходный трап для передвижения людей, с этой же стороны под трапом устраивается дренажная канавка. Размеры поперечного сечения канавки зависят от величины водопритока.

Со стороны пешеходного трапа (па высоте 2630 мм от него) откладывают минимально допустимый зазор между наиболее выступающей частью подвижного состава ботом выработки. В соответствии с требованиями Правил безопасности, зазор принимается равным 1200 мм.

С противоположной стороны минимально допустимый зазор (500 мм) между подвижным составом и крепью выработки откладывается на высоте транспортного оборудования.

Зазор между транспортными средствами принимаем равным 500 мм.

Высота боковых стенок выработки должна быть не менее 1,8 м и выбираться с учетом возможности монтажа вентиляционных труб.

Вентиляционные трубы подвешиваются к кровле выработки, с таким расчетом, чтобы расстояние от них до наиболее выступающей част подвижного состава было бы не менее 200 мм.

Ширина выработки в свету на уровне верхней кромки подвижного состава при одном пути определяется по формуле:

B = n + A + m.



при двух путях:

B = n + 2A + p + A + m.

где:

m - зазор между подвижным составом и крепью;

A - ширина подвижного состава в наиболее выступающих частях;

p - зазор между встречными подвижными составами;

n - ширина прохода для людей на уровне верхней кромки подвижного состава.

B = 1200 + 2900 + 500 + 2900 + 500 = 8000мм.

Высоту вертикальной стенки принимаем h = 2630мм, по верхнему габариту МоАЗ-74052-9586.

Определяем высоту арочного свода h_св, мм по формуле

h_св = B / 4. h_{св =} 8000 / 4 =2000мм

Определяем ширину выработки вчерне B₁, мм по формуле

B₁ = B + 2T B₁ = 8000 + 2 * 250 = 8500мм.

где Т - толщина вертикальной стенки крепи, принимаемая 250 мм.

Определяем радиус осевой дуги арочного свода R, мм по формуле

R = 0,905B R = 0,905 * 8000 = 7240мм.

Определяем радиус боковой дуги арочного свода r, мм

r = 0,173B r =0,173B * 8000 = 1384мм.

Определяем площадь поперечного сечения выработки в свету S_св, м² по формуле



S_св = В(h + 0,175·В). S_св = 8(2,63 + 0,175·8) = 32,2 м².

Определяем площадь поперечного сечения выработки вчерне S_вч, м² по формуле

S_{вч =} B₁(h + 0,175 * B₁) S_{вч =} 8,5(2.63+ 0,175 * 8,5) =34.9?35 м².

Определяем высоту выработки вчерне H, мм по формуле

H = h_св+ h+ d, H = 2000 + 2630 + 200 = 4830мм.

где d -толщина свода крепи, принимаемая 200 мм.

Определяем площадь поперечного сечения в проходке S_пр, м²

S_пр=1,05 * S_вч. S_пр = 1,05 * 34,99875 = 36,7 м².



3. Расчет буровзрывных работ

Проведение горных выработок буровзрывным способом осуществляется по паспортам буровзрывных работ (БВР). Паспорта утверждаются руководителем того предприятия, которое ведёт взрывные работы. С паспортом БВР ознакомляется весь персонал, осуществляющий буровзрывные работы в данной выработке.

Паспорт составляется для каждого забоя выработки на основании расчетов и утверждается с учётом результатов не менее трёх опытных взрываний. По разрешению руководителя предприятия (шахты, рудника) допускается вместо опытных взрываний использовать результаты взрывов, проведённых в аналогичных условиях.

Расчёт, необходимый для составления паспорта, сводится к выбору и определению основных параметров буровзрывных работ для проведения выработки. К основным параметрам относятся: тип взрывчатого вещества (ВВ) и средства инициирования (СИ), диаметр и глубина шпуров, тип вруба, удельный заряд ВВ, количество шпуров и конструкции зарядов, расход взрывчатых материалов.

Буровзрывной комплекс работ занимает от 30 до 60 % общего времени проходческого цикла в зависимости от горнотехнических условий.

При проведении горных выработок буровзрывные работы должны обеспечить заданные размеры и форму поперечного сечения выработки, точное оконтуривание её профиля, качественное дробление породы и сосредоточенное размещение её в забое, нормативную величину коэффициента излишка сечения (К.И.С.), высокий коэффициент использования шпуров (К.И.Ш.).

Эти требования соблюдаются при условии правильного выбора параметров буровзрывных работ: типа ВВ, типа и параметров вруба, величины и конструкции заряда в шпуре, диаметра и глубины шпуров, числа и расположения их в забое, способа и очередности взрывания зарядов, типа бурового оборудования, качества буровых работ, организации проходческих работ и т.д.

При выборе взрывчатых материалов (ВМ) руководствуются требованиями безопасного производства взрывных работ, регламентированных «Едиными правилами безопасности при взрывных работах» (ЕПБ) [1] с учетом физико-механических свойств горных пород и горнотехнических условий.

В шахтах не опасных по газу или пыли при проведении горизонтальных выработок допускается применение электрического взрывания и систем неэлектрического взрывания с низкоэнергетическими волноводами. проходка наклонный ствол буровзрывной

При проходке применяется следующая схема: УВТ, выходящие из шпуров, собираются в связки (пучки), которые соединяются в единую сеть детонирующим шнуром. Детонирующий шнур обвязывается вокруг связки двойной петлёй. Количество УВТ в одной связке не должно превышать 18 шт. Инициирование сети из детонирующего шнура производится электродетонатором. Монтаж взрывной сети осуществим в 5 серии. 1 серия - врубовые (ИСКРА - Ш - 500), 2, 3, 4 серия - вспомогательные (ИСКРА - Ш - 1000, ИСКРА - Ш - 2000, ИСКРА - Ш - 3000), 5 серия - оконтуривающие (ИСКРА - Ш - 4000). Зарядку шпура производим в ручную.

Прибор КВП-1/100М предназначен для взрывания электродетонаторов при проведении взрывных работ.

Прибор имеет взрывобезопасное исполнение и предназначен для работы в шахтах, опасных по газу и пыли. Безотказное взрывание электродетонаторов обеспечивается при температуре окружающей среды от минус 15 до плюс 35° С и относительной влажности до 98% при общем сопротивлении взрывной цепи, не превышающем 320 Ом.

Полученные расчетные значения удельного расхода ВВ следует рассматривать как ориентировочные, которые необходимо в каждом случае уточнять серией опытных взрывов в конкретных условиях.

Определение удельного заряда ВВ.

Для шахт не опасных по газу и пыли выпускаются ВВ, в состав которых входит аммиачная селитра, нитроэфиры, алюминиевая пудра и др., которые называются детонитами. Наибольшее применение при ВР на открытых работах и в шахтах не опасных по газу и пыли получил детонит М. с заряжанием вручную. Детонит М представляет собой мощное порошкообразное аммиачно-селитренное ВВ, сенсибилизованное нитроэфирами. ВВ II класса.

Предназначается для взрывания крепких и трудновзрываемых пород в сухих и обводненных условиях. Детонит М выпускается в патронах диаметром 27 -- 28 мм, 31 -- 32 мм, 36 -- 37 мм. Патроны должны быть покрыты сплошным слоем влагоизолирующей смеси из парафина с петролатумом. Не допускается высыпание ВВ с торцов влагоизолированных патронов, затекания влагоизолирующего состава внутрь патрона, образование на торцах патронок пробок из влагоизолирующего вещества, а также углубление торцов патронов более чем на 7 мм.

Состав детонита М, %

Селитра аммиачная водоустойчивая 78 ±2,0

Нитроэфиры 10±1,0

Пудра алюминиевая 10,7±1,0

Стеарат кальция или цинка 1,0±0,3

Хлопок коллоидный 0,3 ±0,05

Сода кальцинированная, % (сверх 100 %) 0,2±0,3

Масло индустриальное (сверх 100 %) 0,2±0,3

Для ведения взрывных работ принимаем патронированное взрывчатое вещество - ВВ - Детонит М, длина патронов - 250 мм, диаметр патронов - 36 мм, вес патронов - 250 гр.

Определение удельного заряда ВВ.

Величина удельного расхода взрывчатого вещества, т.е. количества ВВ, необходимого для разрушения единицы объема горной породы, зависит от крепости пород, сечения выработки, типа взрывчатого вещества и условий взрывания.

Удельный заряд при врубах с наклонными шпурами рекомендуется определять по видоизмененной формуле Н.М. Покровского

- коэффициент крепости по М.М.Протодьяконову,

- коэффициент структуры породы, (т.к. характеристика пород трещиноватые, крепкие),

- коэффициент зажима породы, зависящей от площади поперечного сечения выработки и количества обнаженных поверхностей,

Коэффициент относительной эффективности заряда ВВ = берем из таблицы

кг/м³

Выбор диаметра шпура.

Диаметр шпуров выбирается в зависимости от стандартного диаметра патрона принятого типа ВВ. Диаметр шпуров при использовании патронированных ВВ принимается не менее чем на 5-6 мм больше диаметра патрона. Значит, диаметр шпура равен 42 мм, т.к. диаметр патрона равен 36 мм.

Определение количества шпуров.

Количество шпуров в забое зависит от физико-механических свойств пород, поперечного сечения выработки, параметров зарядов и типа принятого вруба. Количество шпуров на забой при врубах с прямыми шпурами определяется по формуле:

- удельный заряд ВВ

- площадь сечения выработки, мІ

- площадь поперечного сечения прямого вруба

- весовое количество ВВ, приходящееся на 1 метр шпура, кг

=0.64м²

- диаметр заряда,

- плотность ВВ в заряде, кг/мі

- коэффициент заполнения шпуров,

Коэффициент заполнения шпуров в выработках шахт, не опасных по взрыву газа или пыли, проходимых в крепких породах, принимается максимальным - (0,7-0,9).

шт

При вычерчивании схемы расположения шпуров при любом типе вруба среднее расстояние между рядами вспомогательных шпуров, между вспомогательными и оконтуривающими, и между шпурами в рядах должно быть примерно одинаковыми и определяется по формуле:



Определение расхода взрывчатых материалов.

Количество ВВ (кг) на цикл при врубах с прямыми шпурами определяется по формуле:

Гдегде - количество ВВ во врубовых шпурах принимается как сумма зарядов врубовых шпуров. Величина заряда (кг) во врубовый шпур принимается 0,785 * d² * с * б * l_вр

где d -диаметр патрона ВВ или шпура, в зависимости от способа заряжания, м;

с -плотность ВВ в заряде, кг/м³;

б -коэффициент заполнения врубового шпура,

l_вр - длина врубовых шпуров, м

кг

= глубина заходки за цикл, равная глубине вспомогательных и оконтуривающих шпуров м.

Средняя величина заряда (кг) на один шпур при прямых врубах:



При распределении ВВ по шпурам величину заряда во врубовые шпуры при наклонных врубах следует принимать на 10% больше средней величины - , кг

кг

кг

кг

После определения величины зарядов ВВ в шпурах каждой группы следует проверить возможность размещения их в шпурах, учитываю длину и массу патронов.

Фактический расход ВВ (кг) на цикл:

Расход ВВ (кг) на погонный метр выработки:

??- К.И.Ш. - 0.85

Удельный расход ВВ (кг) на 1 мі взорванной породы:

- сечение выработки в проходке, мІ,



К.И.С - коэффициент излишка сечения 1.07.

Расход КД на 1 метр выработки:

Удельный расход ЭД на 1 мі взорванной породы



4. Выбор бурильных машин и определение их производительности

Сменную производительность бурения определяют, пользуясь следующей формулой

Где н - скорость бурения, мм/мин;

Т - продолжительность смены, ч;

R - коэффициент использования бурильной машины во времени, R = 0,4-0,75.

Для определения чистой скорости бурения бурильной машины возможно использовать эмпирическую формулу

, мм/мин,

где А - энергия удара, Дж;

n - частота удара, Гц;

d - диаметр шпура, мм;

- предел прочности породы на одноосное сжатие, МПа, то есть = 10* ѓ, МПа;

f - коэффициент крепости горных пород по шкале проф. М.М. Про- тодъяконова.

мм/мин.



5. Выбор и определение производительности установок бурильных шахтных

Сменную эксплуатационную производительность установки бурильной шахтной в шпурометрах с учетом времени на подготовительнозаключительные операции и регламентированные простои по организационным и техническим причинам можно определить по формуле

где Т - продолжительность смены, мин;

- время общих подготовительно-заключительных операций, принимается равным 2,5 % от продолжительности смены, мин;

- время подготовительно-заключительных операций при бурении шпуров, принимается равным 9,5 % от продолжительности смены, мин;

- время на отдых проходчиков, принимается равным 10 % от продолжительности смены, мин;

- время на технологический перерыв на взрывные работы, принимается равным 12 % от продолжительности смены, мин;

n - число бурильных машин на установке;

- коэффициент одновременности работы бурильных машин, равный 0,78 при n = 2 и 0,73 при n = 3;

- время, затрачиваемое на манипулирование по установке и перестановке бурильных машин, обычно равно 0,25-0,5 мин на 1 м шпура;

- время обратного хода бурильной головки на 1 м шпура, = 1/, здесь - скорость обратного хода (м/мин), равная в среднем 20 м/мин;



6. Расчет производительности погрузочных машин

Сменная производительность погрузочных машин периодического и непрерывного действия в плотной массе в одиночные вагонетки или состав (при наличии перегружателя).

Для выдачи горной массы по наклонному стволу предусматривается использование автосамосвалов МоАЗ-74052-9586.

Самосвал шахтный МоАЗ-74052-9586 предназначен для работ в шахтах, тоннелях и других стесненных условиях не опасных по пыли и газу. Наличие дублирующих органов управления позволяет осуществлять движение по «челночной схеме» (вперед и назад без разворотов)..

Основным эксплуатационным показателем транспортных машин является производительность. Различают теоретическую, техническую и эксплуатационную производительность.

Теоретическую производительность определяют при условии максимального заполнения теоретического объема транспортирующего органа машины и без учета возможных пауз в работе. Время рейса транспортной машины (время погрузки и разгрузки, движения груженой и порожней машины, дополнительные операции (маневры, ожидание погрузки и разгрузки), принимаем 15мин.

Эксплуатационная производительность зависит от продолжительности смены, коэффициента использования автосамосвала автосамосвала - Q_экс

где: Т_см- продолжительность смены, 6 ч;

к_в- коэффициент использования автосамосвала, 0,8.

Количество транспортных машин в смену для обеспечение проектной производительности рудника.

где: -суточная производительность шахты.



Суточная производительность шахты составит:

=А_Г/ N=1 100 000/365=3013

где: А, - годовая производительность шахты;

N - число рабочих дней в году, 365дн.

Проветривание тупиковых выработок при проходе

Проветривание ведем нагнетательным способом. Для горизонтальных выработок принимаем прорезиненным трубопроводом диаметром 1.2 м.

,

где S_св - площадь поперечного сечения выработки в свету, м²;

t_пр - время проветривания выработки, мин.(для горизонтальных выработок принимать 30 мин);

К - коэффициент обводненности выработки принимать 0,6;

Q_ф - количество взрываемого ВВ в забое, кг;

в - газовость ВВ, принимаемая 40 л/кг;

L - длина выработки, м;

p - коэффициент утечек воздуха, принимаемый по табл.

Таблица. Значение коэффициентов утечек воздуха

Длина трубопровода L (выработки), м	100	200	300	400	500	600	800	1000
Коэффициент утечек воздуха р	1,07	1,14	1,19	1,25	1,30	1,36	1,43	1,54



Определяем скорость движения воздуха по выработке V, м/с

V = Q₃ / S_св .

V =418/35=11.9 м/с

При V < 0,25 м/c пересчитываем .

Определяем потребную подачу вентилятора Q _в, м³/с по формуле

Q _в =1.19*6.9 = 8.21 м³/с

Определяем аэродинамическое сопротивление трубопровода R, Hc²/м³ по формуле

где б - коэффициент аэродинамического сопротивления трубопровода, принимаемый для прорезиненного трубопровода 0,00045 =45*10^-5;

d_т - принятый диаметр трубопровода, м.

Определяем скорость движения воздуха в трубопроводе V_т, м/с по формуле



Определяем статистическое давление в трубопроводе Н_с, Па по формуле

Определяем местные потери напора в трубопроводе Н_м, Па по формуле

Определяем динамическое давление в трубопроводе Н_д, Па по формуле

где г - плотность воздуха, равная 1,2 кг/м³

Определяем депрессию трубопровода (давление вентилятора) Н_в, П_а

Н_в = Н_с + Н_м + Н_д

Н. Па

0.5 1.0 1.5 2.0 2.5 3.0 3,5 4,0 4,5 5.0 5,5 6,0 Q,м³/с

Рис Характеристики ВМП



По значениям Q_в и Н_в выбираем вентилятор по его характеристике (рисунок 10). Если вентилятор по Н_в подобрать нельзя, то принимают к установке два вентилятора, работающих последовательно на один трубопровод. При прорезиненных трубах вентиляторы устанавливают один за другим без разрывов. Вентиляторы должны иметь одинаковую производительность Q_в.

Проветривание наклонного ствола.

Проветривание наклонного ствола осуществляется по нагнетательной схеме проветривания с использованием вентиляторов местного проветривания. Необходимое количество воздуха для проветривания забоя определяют по следующим факторам:

• По разжижению продуктов взрыва до безопасной концентрации СО (0,008%);

• По максимальному количеству рабочих находящихся в забое;

• По минимальной скорости воздуха в горной выработке;

• По разжижению выхлопных газов дизельной техники.

Производим расчет количества воздуха по каждому фактору:

1 .По разжижению продуктов взрыва:

Проектирование цикличности труда.

Объем горной массы, которую нужно убрать из забоя, определяется по формуле

V = S_пр * l * з * k_р

где S_np - площадь поперечного сечения в проходке, м²,

l - глубина отбойных шпуров, м ,

з - КИШ,

к_р - коэффициент разрыхления пород.

V = 36,75 * 4 * 0,85 * 1,4 = 174.93 ?175 м³

Определяем объёмы и трудоемкости работ проходческого цикла

Нормы выработки:

1. Бурение шпуров = 298,8 м/смена;

2. Заряжание шпуров -

3. Погрузка породы = 175 ; 245тонн

Коэффициент крепости пород f=16; коэффициент разрыхления Кр=1,4; объемный вес Г=2,6т/м³;

Готовая производственная мощность Агод=1,1 млн\т;

Угол наклона ствола б=8⁰;

Рассчитать сечение в свету в черне?

Паспорт БВР

Применяемая трудоемкость работ?

Размещено на Allbest.ru

...