ПОЗНАВАТЕЛЬНОЕ

Сила воли ведет к действию, а позитивные действия формируют позитивное отношение

Как определить диапазон голоса - ваш вокал

Игровые автоматы с быстрым выводом

Как цель узнает о ваших желаниях прежде, чем вы начнете действовать. Как компании прогнозируют привычки и манипулируют ими

Целительная привычка

Как самому избавиться от обидчивости

Противоречивые взгляды на качества, присущие мужчинам

Тренинг уверенности в себе

Вкуснейший "Салат из свеклы с чесноком"

Натюрморт и его изобразительные возможности

Применение, как принимать мумие? Мумие для волос, лица, при переломах, при кровотечении и т.д.

Как научиться брать на себя ответственность

Зачем нужны границы в отношениях с детьми?

Световозвращающие элементы на детской одежде

Как победить свой возраст? Восемь уникальных способов, которые помогут достичь долголетия

Как слышать голос Бога

Классификация ожирения по ИМТ (ВОЗ)

Глава 3. Завет мужчины с женщиной

Оси и плоскости тела человека - Тело человека состоит из определенных топографических частей и участков, в которых расположены органы, мышцы, сосуды, нервы и т.д.

Отёска стен и прирубка косяков - Когда на доме не достаёт окон и дверей, красивое высокое крыльцо ещё только в воображении, приходится подниматься с улицы в дом по трапу.

Дифференциальные уравнения второго порядка (модель рынка с прогнозируемыми ценами) - В простых моделях рынка спрос и предложение обычно полагают зависящими только от текущей цены на товар.

Найти инвентарный парк отвальных бульдозеров

Таблица 2.1 Рациональные сочетания емкости ковша экскаватора

И грузоподъемности автосамосвалов.

Для карьеров с годовой производительностью свыше 1,5, но менее 2,5 млн. т горной массы принимать непрерывную рабочую неделю и три смены в сутки.

Продолжительность смены 8 часов.

Таблица 2.2 Оптимальные сочетания типов экскаваторов

И буровых станков.

С учётом заданного климатического района по таблице 4 принимаем число рабочих дней карьера в течение года.

Таблица 2.3 Число рабочих дней в году (по «Гипроруде»), сут.

3. Вскрытие карьерного поля

Способ вскрытия – это комплекс вскрывающих горных выработок и сооружений на карьере, характеризуемый их структурой, конструкцией, количеством, пространственным положением и динамичностью.

При правильно выбранном способе вскрытия должны быть обеспечены минимальные значения дальности транспортирования пустых пород и полезного ископаемого, объёмы горно-капитальных работ и сроки строительства карьера, объёмы вскрыши в первоначальный период эксплуатации.

Исходя из параметров карьера и условий залегания полезного ископаемого принимаем вскрытие общими внутренними траншеями с тупиковой формой трассы.

Вскрытие общими внутренними траншеями характеризуется тем, что все уступы карьера вскрывают одной общей траншеей. Общие траншеи внутреннего заложения применяют для вскрытия глубоких (глубиной до 400 м и более) месторождений с любыми условиями залегания. Внутреннее заложение траншей возможно при достаточной устойчивости бортов.

Форма трасс общих внутренних траншей, может быть простой,, тупиковой, петлевой и спиральной.

Если траншеи, вскрывающие каждый уступ, связаны в единую транспортную сеть, что встречается наиболее часто, то они представляют собой систему траншей. Основные параметры траншей и полутраншей: глубина заложение (H_т), продольный уклон (i_р), углы откоса бортов (α), ширина по нижнему основанию (b_т), длина в плане L_т и горно-строительный объем (V_т).

Глубина заложения траншей равна разности заложения ее устья и вскрываемого рабочего горизонта. При вскрытии одного горизонта, глубина траншеи равна высоте уступа. Продольный уклон капитальных траншей (скользящего съезда) устанавливается в зависимости от вида карьерного транспорта.

Угол откоса бортов капитальных траншей устанавливается от в зависимости от срока ее службы и физико-технических свойств горных пород. В мягких и полускальных породах составляет 34-45⁰. В скальных породах его значение принимается в пределах 60-80⁰.

Таблица 3.1 Продольный уклон вскрывающих выработок

Длина наклонной траншеи в плане связано с ее глубиной и продольным уклоном:

, (9)

где i_р- руководящий (продольный) уклон, %.

Длина разрезной траншеи находят в зависимости от размеров подготовительного горизонта и принятой системы разработки.

В соответствии с заданным видом транспорта по таблице выбрать ширину траншеи по дну.

Таблица 3.2 Ширина нижнего основания капитальных траншей при двухполосном движении автотранспорта, м

Таблица 3.3 Ширина нижнего основания разрезных траншей в скальных породах (м)

Провести проверку ширины основания траншее по условиям ее проведения.

Сравнить табличные значения ширины

Вычислить объем капитальной наклонной траншеи (м³)

. (10)

Строительный объем разрезной траншеи (м³)

V_рт = h·L_рт·(b_рт + h·ctgα), (11)

V_рт =10 100 (28+10 0,36)=31600м³

где L_рт – длина разрезной траншеи, м; b_рт – ширина нижнего основания разрезной траншеи (табл. 11), м.

Таблица 3.4 Ширина нижнего основания капитальной траншеи

в зависимости от типа экскаватора применяемого для ее проходки, м

Выполнить графическое изображение вскрывающей траншеи и указанием основных ее параметров.

Построить поперечный разрез карьера по образцу и план карьера в виде горизонталей, показывающих положение нижних бровок соответствующих уступов. Минимальные радиусы закругления в торцах принимать равными 20м при автомобильном и конвейерном транспорте.

Определить длину трассы, необходимой для вскрытия одного горизонта (м)

, (12)

где h – высота уступа, м; l_п – длина горизонтальной площадки примыкания (при автомобильном транспорте l_п = 40-50м, при железнодорожном транспорте l_п = 200-250м),м; l_к – увеличение длины трассы за счет криволинейных участков (учитывается при спиральной форме трассы), м; l_с – приращение длины трассы за счет смягчения уклона (l_с составляет 200-250м, учитывается только в случае примыкания на смягченном уклоне, при этом l_п = 0),м.

4. Система разработки.

Система разработки – это порядок формирования рабочей зоны карьера в пространстве и времени, характеризующаяся соразмерным развитием горных работ на уступах, формой забоев и направлением их подвигания.

Угол падения рудного тела составляет 55^о, что не позволяет применить сплошную систему разработки со складированием вскрышных пород в выработанное пространство. Размеры рудной залежи определяют порядок вскрытия и отработки месторождения. Проведение вскрывающих выработок и развитие фронта горных работ, как правило, производится на участке выхода полезного ископаемого под наносы. Таким образом на данном месторождении возможно развитие горных работ в одном направлении по всему простиранию рудного тела продольными заходками. Выполнение горно-капитальных работ при вскрытие месторождения и рабочих горизонтов возможно по рудному телу, что обеспечивает получение дополнительных средств на развитие горных работ в период строительства карьера.

С учётом выше сказанного в данном курсовом проекте по классификации профессора В.В. Ржевского принимается система разработки продольными заходками с углубкой карьера.

Выполнить расчет основных параметров системы разработки.

С учетом рабочих параметров карьерных мехлопаты определить высоту уступа: высота уступа по ЕПБ при разработки месторождений полезных ископаемых открытым способом не должна превышать:

-максимальную высоту черпанья экскаватор

-более чем 1.5 раза высоту черпанья экскаваторов типа «механическая лопата» при разработки скальных пород с применением БВР.

С учетом изложенного определить высоту уступа по формуле:

, (13)

где h – высота уступа, м; H_ч.max – максимальная высота черпанья принятого экскаватора (прил. 1), м.

Минимальное значение высоты уступа соответствует разработки экскаватором наносов, а максимальная – коренных пород. Округлить расчетное значение высоты уступа до ближайшего значения из ряда: 10, 12, 15, 20 м.

Установить угол откоса рабочего уступа.

Таблица 4. Угол откоса уступа и ширина призмы обрушения

(по «Гипроруде»), м

Ширина рабочей площадки П (м)

-при использовании буровзрывных работ:

П = В + С₁ + Т + m + d_в + Л +d_п; (15)

П =58+3+6+3,5+18,4+4=93м

где А – ширина экскаваторной заходки, м; C₁=2,5÷3,5 – расстояние от нижней бровки уступа или развала до транспортной полосы, м; Т – ширина транспортной полосы, м; m=3,5 – расстояние от линии электропередачи до кромки транспортной полосы, м; d_в=6÷7 – ширина полосы для движения вспомогательного транспорта (при использовании автотранспорта d_в=0), м; Л – ширина полосы готовых к выемке запасов, м; d_п – ширина призмы возможного обрушения (табл. 13),м; В – ширина развала взорванной горной массы, м.

Ширина транспортной полосы зависит от ти

Ширина резервной полосы запасов, необходимой для бесперебойной работы на смежных уступах:

, (16)

где μ – норматив обеспеченности запасами полезного ископаемого, мес.; А_р – годовая производительность карьера по полезному ископаемому, т; L_р.у – длина добычного фронта на уступе, м (L_р.у = L_р); n_о – количество добычных уступов.

Количество одновременно разрабатываемых добычных уступов для продольных систем разработки в условиях наклонных и крутопадающих залежей рассчитывается по формуле Э.К. Граудина [1]:

, (17)

5.1. Подготовка горных пород к выемке

Подготовку скальных и полускальных пород к выемке ведут с использованием энергии взрыва, как наиболее универсальное и эффективное.

Обосновать угол наклона скважины к горизонту. Следует ориентироваться на применение наклонных скважин, пробуриваемых параллельно откосу уступа (с учетом технических возможностей принятого бурового станка).

Рассчитать с точностью до 0,5 м глубину скважины:

, (21)

где L_с - глубина скважины, м; b - угол наклона скважины к горизонту, град.; l_п- длина перебура, м,

l_п = (0,1¸0,25)×h, (22)

l_п = (0,1¸0,25)×20=2

но не более 3 м. Длина перебура возрастает с увеличением крепости разрушаемых пород.

Вычислить диаметр скважины

d_c = K_p.c × d_д, (23)

d_c =1,2 269,9=324мм

где d_с- диаметр скважины, мм; d_д- диаметр долота, мм; К_р.с-коэффициент расширения скважины при бурении (изменяется от 1,05 в монолитных породах до 1,2 в чрезвычайно трещиноватых).

Определить сменную производительность бурового станка по формуле

, (24)

где П_б - сменная производительность бурового станка, м; Т_см - продолжительность смены, мин.; Т_п.з - продолжительность подготовительно-заключительных операций, мин., Т_п.з = 20÷30; Т_р - продолжительность регламентированных перерывов, мин., Т_р = 10÷30; Т_в.п - внутрисменные внеплановые простои, мин., Т_в.п = 60÷90; t₀ - основное время, затрачиваемое на бурение 1м скважины, мин.; t_в - продолжительность вспомогательных операций при бурении 1 м скважины, мин.

Длительность вспомогательных операций для вращательного (шнекового) бурения составляет 1,5÷4,5 мин/м; шарошечного - 2÷4 мин/м; пневмоударного - 4÷16 мин/м.

Продолжительность основных операций

, (25)

где V_б - техническая скорость бурения (табл. 17), м/мин.

Сопоставить расчетную сменную производительность станка с нормативной (табл. 18). Если разница превышает 10 %, для дальнейших расчетов следу

Найти годовую производительность бурового станка по формуле

П_б.г = П_б × N_см.б , (26)

П_б.г =45 695=31275м/г

где П_б.г - производительность бурового станка, м/г; N_см.б - количество рабочих смен бурового станка в течение года (табл. 19).

По данным варианта выбираем тип взрывчатого вещества «Гранулит М»

Определить линию сопротивления по подошве (ЛСПП) по формуле

, (27)

где W - линия сопротивления по подошве, м; К_в - коэффициент, учитывающий взрываемость пород в массиве (табл. 21); d_с - диаметр скважины, м; D - плотность заряжания ВВ в скважине (табл. 22), кг/м³; m - коэффициент сближения зарядов (табл. 21); К_вв - переводной коэффициент от аммонита №6 ЖВ к принятому ВВ (табл. 22); g - плотность породы, кг/м³.

Найти величину ЛСПП с уч

W_б=d_п+h×(ctga-ctgb), (28)

W_б=4+20 (0,47-0,27)=8м

где W_б- значение ЛСПП по возможности безопасного обуривания уступа, м; d_п- ширина возможной призмы обрушения (табл. 13),м.

Проверить соответствие расчетной ЛСПП требованиям ведения буровых работ:

W ³ W_б (29)

8,5³8

Если расчетная W меньше W_б, то увеличивают диаметр скважины в пределах возможного для принятого бурового станка, принимают ВВ с увеличенной плотностью заряжания или переходят на бурение наклонных скважин.

Выбираем конструкцию заряда с рассредоточенным воздушным промежутком.

Найти длину заряда по формуле

l_вв = L_с - l_з - l_пр (30)

l_вв =22-6-2,4=13,6м

где l_вв - длина заряда ВВ, м; l_з - длина забойки, м;

l_з = (20¸35)d_с (31)

l_з =20·0,3=6м

l_пр - длина промежутка (при сплошном заряде l_пр=0), м,

l_пр = (8¸12)d_с (32)

l_пр =8·0,3=2,4м

В трудновзрываемых породах длина воздушного промежутка уменьшается, в легковзрываемых – увеличивается.

Вычертить в масштабе принятую конструкцию скважинного заряда.

Определить массу заряда в скважине по формуле

Q_з = 7,85 × d²_с × D × l_вв (33)

Q_з = 7,85 ×3²×0,8×13,6=768,7кг

где Q_з - масса заряда, кг; d_с - диаметр скважины, дм.

При рассредоточенном заряде в нижнюю часть его помещают (60¸70)% ВВ.

Исходя из объема породы, взрываемой зарядом, его масса

Q_з = q × a × b × h, (34)

Q_з =0,75× 7× 6×20=630кг

где q - удельный расход ВВ , кг/м³; а - расстояние между скважинами в ряду, м; b - расстоя

Установить параметры сетки скважин, учитывая, что при квадратной сетке скважин a = b.

. (35)

Для трудновзрываемых пород рекомендуется шахматное расположение скважин, при этом b » 0,85×а,

b = 0,85×7=6м

Проверить возможность преодоления расчетной ЛСПП взрывом заряда ВВ установленной массы:

. (36)

В масштабе начертить в плане схему расположения скважин на уступе и нанести необходимые размеры

Вычислить объем блока по условиям обеспечения экскаватора взорванной горной массой:

V_бл = Q_см.п × n_см × n_д, (38)

V_бл =1400× 3 × 15=63000м³

где V_бл - объем взрываемого блока, м³; Q_см.п - сменная эксплуатационная производительность экскаватора, м₃; n_см - число рабочих смен экскаватора за сутки, ед; n_д - норматив обеспеченности экскаватора взорванной горной массой, сут.

Величину n_д для южных районов принимают равной 30 сут., в средней климатической зоне - 10¸15 сут., в северной - 7¸10 сут.

Определить длину блока по формуле

(39)

где L_бл - длина блока, м; n_р - число взрываемых рядов скважин, ед.

Найти число скважин, взрываемы

(40)

Расчётную величину n_скв округляют до ближайшего целого значения.

Вычислить общий расход ВВ на блок, кг:

Q_в.б = Q_з × n_скв × n_р. (41)

Q_в.б = 630 × 19 × 4=47880кг

Рассчитать выход горной массы с 1 м скважины, м^3:

. (42)

Найти интервал замедления, мс:

t = 1,25 × К_з × W, (43)

t = 1,25 × 2 × 6,5=16,3мс

где К_з-коэффициент, зависящий от взрываемости пород.

По расчетной величине t подобрать ближайшее стандартное пиротехническое реле РП-8 из ряда 10, 20, 35, 50, 75, 100 мс.

Выбрать схему коммутации скважинных зарядов и вычертить её в масштабе с расстановкой РП-8.

Рассчитать ширину (В, м) развала взорванной горной массы:

В = (1,5÷2.5)×h+b×(n_р – 1). (44)

В = 2×20+6×(4 – 1)=58м

Определить высоту (h_р, м) развала:

h_р = (1,0÷1,2)×h. (45)

h_р = 1,1×20=22м

Найти инвентарный парк буровых станков по формуле

где А_г.м - годовая производительность по горной массе, т; П_б.г - годовая производительность бурового станка, м.

5.2 Выемочно-погрузочные работы

Определить ширину экскаваторной заходки при погрузке горной массы в средства транспорта

А = (1,5÷1,7)×R_ч.у. (47)

А = 1,5×14,5=21,75м

Определить количество проходов экскаватора по развалу взорванной горной массы

, (48)

где n_п – количество проходов экскаватора по развалу взорванной горной массы, ед; В – ширина развала взорванной горной массы, м.

Расчётное значение n_п округлить до ближайшего целого и откорректировать ширину экскаваторной заходки.

Вычертить в масштабе схему забоя экскаватора.

Вычислить сменную эксплуатационную производительность экскаватора Q_э.см (м³) при разработке хорошо взорванных скальных пород, принимая продолжительность цикла (t_ц)=24,9, для угла поворота под погрузку 135⁰

, (49)

где Е – вместимость экскаваторного ковша (прил. 1); Т_см – продолжительность смены, ч; К_з – коэффициент влияния параметров забоя (К_з = 0,7-0,9); К_н – коэффициент наполнения ковша (К_н = 0,6-0,75); К_р – коэффициент разрыхления породы в ковше (К_р = 1,4-1,5); К_пот – коэффициент потерь экскавируемой породы; К_у – коэффициент управления, зависящий от порядка отработки забоя, квалификации машиниста, наличия средств контроля и автоматики; К_и – коэффициент использования экскаватора в течение смены, учитывающий организационные и технологические перерывы.

Сравнить расчётную производительность экскаватора с нормативной. Если разница превышает 10%, для дальнейших расчётов следует принять нормативное значение эксплуатационной производительности мехлопат.

Вычислить годовую эксплуатационную производительность экскаватора:

Q_э.г = Q_э.см×N_см.э, (50)

Q_э.г = 1407×800=1125600м³

где Q_э.г – годовая эксплуатационная производительность экскаватора, м³; N_см.э – количество рабочих смен экскаватора в течение года для принятого режима работ карьера.

Найти инвентарный парк экскаваторов:

, (51)

где N_э.и – инвентарный парк экскаваторов, ед; А_г.м – годовая производительность карьера по горной массе, т; γ – плотность пород, т/м³.

Установить грузоподъёмность и вместимость кузова.

Определить общую продолжительность транспортного цикла (оборота)

Т_об = t_п + t_гр + t_р + t_пор + t_ож , (52)

Т_об =0,1+0,017+0,4+0,05=0,6

где Т_об – время полного оборота транспортного средства, ч; t_п – время погрузки, ч; t_гр – время движения с грузом, ч; t_р – время разгрузки состава (автосамосвала), ч; t_пор – время движения порожняка, ч; t_ож – время задержек в пути, ожидания погрузки и разгрузки, ч.

Время погрузки вычисляется, исходя из фактической грузоподъемности q_ф (т) (вместимости кузова V_ф (м³)) локомотивосостава или автосамосвала:

, (53)

или

, (54)

где n_в – количество вагонов в составе (при автотранспорте n_в=1); К_н.в = 1,15 – коэффициент наполнения кузова; К_р.в =1,1 – коэффициент разрыхления породы в кузове; Q_э – эксплуатационная производительность экскаватора, м³/ч.

При погрузки одноковшовыми экскаваторами q_ф и V_ф устанавливается по числу ковшей, загружаемых в кузов:

, (57)

здесь q и V – паспортные грузоподъемность (т) и вместимость вагона, м³.

Округлив расчетные значения n_к до целого, установить q_ф и V_ф:

, (59)

. (60)

Время движения для укрупненных расчетов можно вести по формуле:

t_дв. = 2·L_тр/υ_ср, (61)

t_дв. = 2·3/15=0,4ч

здесь L_тр – расстояние транспортировки, км; υ_ср – средняя скорость движения в обоих направлениях, км/ч.

Время разгрузки

t_р = n_в·t_р^', (62)

t_р = 1·0,017=0,017ч

где t_р^' – время разгрузки одного автосамосвала, ч.

Время разгрузки одного вагона грузоподъемностью до 85т составляет 0,033ч, грузоподъемностью свыше 85т – 0,042ч, время разгрузки автосамосвалов всех марок – 0,017ч, автопоездов – 0,025ч.

Рассчитать сменную пр

, (63)

где Q_т – сменная производительность подвижного состава, т; Т_см – продолжительность смены, ч; К_и = 0,9 – коэффициент использования сменного времени подвижным составом.

Рассчитать рабочий парк автос

При закрытом цикле рабочий парк автосамосвалов обслуживающих один экскаватор:

N_р.а = Q_э.см×·γ/ Q_т. (66)

N_р.а = 1407×2,9/ 408=10шт

Определить суточный (L_сут, км) пробег автосамосвала:

, (67)

Найти коэффициент технической готовности G и вычислить инвентарный парк автосамосвалов:

- при закрытом цикле обслуживания

N_и.а=N_э.п^.N_р.а/G (69)

N_и.а=3· 10/0,88=34шт

где N_и.а – инвентарный парк автосамосвалов, ед;N_э.и – инвентарный парк экскаваторов, ед.

5.4 Отвалообразование вскрышных пород

В соответствии с выбранным видом транспорта принять экскаваторный или бульдозерный способ отвалообразования.

Бульдозерное отвалообразование при автотранспорте

Определить удельную приемную способность отвала (м³/м)

W_о = V_ф·λ/b_а, (76)

W_о = 12·1,5/3,5=5,2м³/м

где λ = 1,5 – коэффициент кратности разгрузки по ширине кузова автосамосвала; b_а – ширина кузова автосамосвала, м.

Вычислить длину отвального участка по условиям планировки (м)

L_оп = Q_бо/W_о, (77)

L_оп = 350/5,2=67,3м

здесь Q_бо – сменная производительность отвального бульдозера, м³.

Определить количество одновременно разгружающихся автосамосвалов N_а (ед) на отвале

, (78)

Вычислить длину отвального участка по условиям беспрепятственной разгрузки автомашин (м)

L_ор = N_а a_о, (79)

L_ор = 24 30=720м

здесь a_о = 20-30 – ширина полосы, занимаемой автосамосвалом при погрузке и маневрировании, м.

Рассчитать объем бульдозерных работ на отвале:

, (80)

где W_б – сменный объём бульдозерных работ на отвале, м³; К_зав= 0,3÷0,6 – коэффициент заваленности верхней площадки отвала.

Вычислить общую необходимую длину отвального фронта L_оф, (м)

L_оф = (N_а + W_б/Q_бо + N_о.рез)·L_оу, (81)

L_оф = (24 + 1156/350 + 1)·720=20378м

здесь N_о.рез = (0,5-1,0)·N_а – число резервных участков; L_оу – наибольше из значений длины отвального участка по условиям разгрузки L_ор и планировки L_оп.

Найти инвентарный парк отвальных бульдозеров

N_б.о=К_инв ·W_б/Q_бо (82)

N_б.о=1,4·1156/350=5

где К_инв=1,4 – коэффициент, учитывающий ремонтный и резервный парк бульдозеров.

Вычертить в масштабе схему бульдозерного отвалообразования.

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

В процессе выполнения курсового проекта были решены следующие задачи:

- выбрана и обоснована система разработки месторождения;

- обоснована схема вскрытия месторождения и произведены расчёты основных вскрывающих выработок;

- определены запасы месторождения и дана характеристика пород вскрыши и полезного ископаемого;

- обоснованы режим работы предприятия, величина устойчивых углов откосов рабочих уступов и отвалов;

- определены производительность оборудования и параметры основных технологических процессов;

Предлагаемый технологический комплекс обеспечивает заданную производственную мощность карьера и безопасность ведения горных работ. Параметры технологических процессов увязаны между собой как в пространстве, так и во времени.

Таблица 38. Показатели производственных процессов

ЛИТЕРАТУРА

1. Арсентьев А.И. Вскрытие и системы разработки карьерных полей. – М.: Недра, 1981.-278с.

2. Синьчковский В.Н. Технология открытых горных работ: Учебное пособие – Красноярск: Изд-во Красноярского университета, 1989.-376с.

3. Томаков П.И., Наумов И.К. Технология, механизация и организация открытых горных работ: Учебник для вузов – М.: Недра, 1992.-293с.

4. Открытые горные работы: Справочник/К.Н.Трубецкой, М.Г.Потапов, К.Е.Виницкий, Н.Н.Мельников и др. – М.: Горное бюро, 1994. – 590 с.

5. Правила оформления горно-графической документации СТП ГАЦМиЗ 11-98: Стандарт предприятия – Красноярск, 1999.-48с.

6. Текстовые документы в учебном процессе. Общие требования к оформлению СТП ГАЦМиЗ 7-99: Стандарт предприятия – Красноярск, 2000.-56с.