Анализ горно-геологических и горнотехнических условий месторождения

 

Караганда 2013

Содержание пояснительной записки

1. Введение;
2. Анализ горно-геологических и горнотехнических условий месторождения;
3. Мощность шахты. Режим работы;
4. Механизация очистной выемки и нагрузка на забой;
5. Способ подготовки шахтного поля и система разработки угольных пластов;
6. Группирование пластов по очерёдности отработки и определение нагрузки на пласты;
7. Вскрытие шахтного поля.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Введение

Горно-металлургический комплекс (ГМК) Республики Казахстан  имеет такое значение для страны, что многие аспекты его деятельности выходят за рамки отрасли и  определяются политикой государства. То же самое можно сказать и  о его проблемах. Кроме того, ГМК  через Закон «О недрах» тесно  связан с нефтегазовым комплексом. Принимаемые для нефти и газа законы в последующем не самым  лучшим образом сказываются на развитии рудной базы (месторождений полезных ископаемых) ГМК.

 

В мире несколько  сотен государств, многие из них  живут за счет сырья, но, пожалуй, только семь из них могут сравниться с  Казахстаном по богатству недр. А  учитывая, что пять из них — это  нефтяные монархии Персидского залива, то в мире остается только два государства, сравнимые с Казахстаном по рудному  потенциалу, — Австралия и ЮАР. Если же брать во внимание разнообразие обнаруженных крупных месторождений  полезных ископаемых, сосредоточенных  на одной территории, то нет в  мире страны, способной соперничать  с Казахстаном. Наша страна занимает ведущие позиции в мире по наличию большинства таких важнейших для промышленности металлов, как железо, медь, свинец, цинк, золото, уран, марганец, хром, никель (нефть и газ — это отдельная отрасль).

По запасам углей Казахстан  входит в десятку стран-лидеров, уступая лишь Китаю, США, России, Австралии, Индии, ЮАР и Украине. Государственным  балансом учтены запасы по 49 месторождениям, они составляют 33,6 млрд. тонн, в том  числе каменных - 21,5 млрд. тонн, бурых  углей - 12,1 млрд. тонн. Большая часть  месторождений угля сосредоточена  в Центральном (Карагандинский и  Экибастузский угольные бассейны, месторождение  Шубарколь) и Северном Казахстане (Тургайский угольный бассейн). Становление и развитие угольной отрасли Казахстана, как и других отраслей в республике, после распада СССР происходило в трудных условиях.

Общий объем добычи угля в 1991 году в Казахстане составлял 130,4 млн. тонн, или 20,7% к общей добыче угля на территории бывшего СССР. В отрасли было 26 шахт, 7 разрезов. На фабриках подвергалось обогащению 27% всего добытого угля, в том числе 98% угля для коксования. Уголь отгружался, помимо Казахстана, во все страны бывшего Союза и ряд стран Восточной Европы.

Коренное изменение социально-политической обстановки в республике в начале 90-х годов, в связи с приобретением  ею суверенитета, функционирование экономики  в рамках товарно-денежных отношений, спад угледобычи и необходимость обеспечения дальнейшей перспективы, вызвали необходимость поиска новых подходов в угольной промышленности.

После разгосударствления угледобывающих предприятий, с 1996 года, наблюдается  постепенный выход отрасли из кризиса. В настоящее время в  угольной отрасли страны в основном завершен трудный период реструктуризации, достигнуты положительные результаты по наращиванию добычи угля и повышению  экономического потенциала угольных компаний. Беспрецедентные по масштабам и  времени преобразования позволили  обеспечить переход угольной отрасли  на рыночные отношения. Сегодня угольная отрасль страны обеспечивает выработку  в Казахстане 78% электроэнергии, практически  стопроцентную загрузку коксохимического производства, есть возможности полностью  удовлетворять потребности в  топливе коммунально-бытового сектора  и населения.

Добычу угля в стране ведут 33 компании (5 иностранных и 28 отечественных). За десять лет в недропользование угля ими инвестировано более 3 млрд. долларов США. В сравнении с 1996 годом объем капиталовложений вырос в 10 раз и по итогам 2006 года составил 428,7 млн. долларов.

В настоящее время объем добычи угля в республике стабилизировался на уровне 95-96 млн. тонн в год. Ожидаемый  объем добычи в текущем году составит 97 млн. тонн. Учитывая острую потребность  в обеспечении вновь вводимых генерирующих мощностей твердым  топливом, разработана Концепция  развития угольной промышленности Казахстана до 2020 года. Ею предусматривается увеличение объема добычи угля с 96,3 млн. тонн в 2006 году до 145,6 млн. тонн к 2020 году или на 49,3 млн. тонн, в том числе коксующихся углей, соответственно, с 12,9 млн. тонн до 24,3 млн. тонн или на 11,4 млн. тонн, энергетических углей - с 83,4 млн. тонн до 121,3 млн. тонн или на 37,9 млн. тонн, что позволит полностью обеспечить потребности внутреннего и внешнего рынков в коксующихся и энергетических углях.

Прогнозируемый рост цен на такие  первичные источники энергии, как  нефть и природный газ, заставляют искать альтернативные, экологически чистые технологии использования угля, который в обозримом будущем  останется основным источником первичной  энергии и запасы которого в Казахстане весьма значительны.

 

 

 

 

 

1. Анализ горно-геологических и горнотехнических условий месторождения.

В данном разделе приводится характеристика угольных пластов, тектоника, элементы залегания и строения пластов, гидрогеология, газоносность, границы и размеры  шахтного поля, балансовые запасы шахтного поля, обоснование потерь и  промышленных запасов.

Разрабатывается месторождение со свитой из трёх пологих пластов средней  мощности: 1 пласт – 2,7м, 2 пласт – 1,9м и 3 пласт – 1,8м. Мощность наносов  составляет 55м. Плотность  угля в  данном месторождении составляет 1,43 т/м³, Расстояние между 1 и 2 пластом составляет 50м, а между 2 и 3 – 60м. В свите не наблюдается каких – либо изломов и прочих геологических нарушений. Угол падения пластов составляет 12°. По относительной газоносности шахта относится к сверхкатегорным, так как относительная газоносность составляет 20м ³/т. Приток воды в шахту не значителен и составляет 145 м³/ч. Так как месторождение разрабатывается только одной шахтой, то его форма предопределяет форму и размеры шахтного поля. Размер шахтного поля по падению составляет 2000м, а по простиранию – 6000м.

Для дальнейших расчётов необходимо определить производительность каждого  пласта в свите.

Производительность пласта рассчитывается по формуле:    р=mγ , т/м²

р₁=2,4*1,41=3,38т/м²;

р₂=2,9*1,41=4,04т/м²;

р₃=2,8*1,41=3,94т/м².

Таблица 1.

Индекс пласта	Среднединамическая мощность пласта, м	Плотность угля, т/м3	Производительность пласта, т/м2	Расстояние до вышележащего пласта, м
1	2,4	1,41	3,38	-
2	2,9		4,08	65
3	2,8		4,94	80

 

 

Запасы и потери шахтного поля

Для дальнейших расчётов необходимо определить балансовые  и промышленные запасы, а также определить потери при планируемом извлечении запасов  на поверхность. Балансовыми называют такие запасы, разработка которых  экономически целесообразна:

по качеству полезного ископаемого  они отвечают требованиям их промышленного  использования, а по количеству и  условиям залегания пригодны для  добывания при современном уровне техники. Та часть балансовых запасов, которая может быть выдана на поверхность при разработке месторождения, называется промышленными запасами, которые равны балансовым за вычетом потерь.

Балансовые запасы по каждому пласту Q_Б в пределах шахтного поля рассчитываются по формуле:  Q_Б=LHmγ, млн. т

Q_Б1=6100*2000м*2,4*1,41=41,28млн.т

Q_Б2=6100*2000м*2,9*1,41=49,88млн.т

Q_Б3=6100*2000м*2,8*1,41=48,16млн.т

∑Q_Б=139,3млн. т

Промышленные запасы вычисляю путём  вычитания из балансовых запасов  проектных потерь, которые принимаются  в следующих пределах:

-эксплуатационные: 6%

-в предохранительных целиках: 7%

-горно-геологические: 6%

Общие потери не должны составлять более 20%.

В предохранительных целиках потери составляют, млн.т:

1 пласт:(41,28*6)/100=2,4

2 пласт:(49,88*6)/100=2,9   

3 пласт:(48,16*6)/100= 2,8

Итого: 8,1млн. т

По горно  – геологическим условиям, млн.т:

1 пласт:(41,28*6)/100=2,4

2 пласт:(49,88*6)/100=2,9  

3 пласт:(48,16*6)/100= 2,8

Итого: 8,1млн. т

Эксплуатационные  потери, млн.т:

1 пласт:(41,28*6)/100=2,4

2 пласт:(49,88*6)/100=2,9  

3 пласт:(48,16*6)/100= 2,8

Итого: 8,1млн. т

Всего потерь:

1 пласт=7,2 млн. т, 2 пласт=8,7 млн. т, 3 пласт=8,4млн. т.

Проектные потери составляют 24,3млн. т (18%).

Промышленные  запасы, млн.т:

1пласт: 41,28– 7,2=34,08

2 пласт:  49,88– 8,7=41,2

3 пласт:  48,16 – 8,4=39,6

В общем промышленные запасы составляют 114,88млн. т (82%)

 

 

Таблица 2.

Индекс пласта	Балансовые запасы, млн. т	Проектные потери, млн. т			Всего потерь, млн.т	Промышленные запасы, млн. т
		В предохр. целиках	По горно-геолог. условиям	Эксплуа-тационные
1	41,28	2,4	2,4	2,4	7,2	34,08
2	49,88	2,9	2,9	2,9	8,7	41,2
3	48,16	2,8	2,8	2,8	8,4	39,6
Итого, млн.т:	139,32	8,1	8,1	8,1	24,3	114,88
Итого, %:	100	6	6	6	18	82

2.Мощность  шахты. Режим работы

При обосновании  мощности шахты необходимо руководствоваться  следующими положениями:

• Мощность шахты должна быть не менее 1,5млн. т/год и быть равной типовой.
• Срок службы шахты должен быть не менее 50 и не более 60лет.

 Срок  нормальной работы шахты Т_Н и годовая производственная мощность шахты А_Г связаны выражением: , где Q_П – промышленные запасы шахтного поля. Полный срок службы шахты Т_п определяется по формуле:                         Т_п=Т_Н +t_РЗ, лет,         где t_РЗ – время, необходимое на освоение шахтой производственной мощности и на свёртывание добычи. Оно определяется по формуле: t_РЗ= 1,6+1,3А_Г, лет. Значение t_РЗ округляется до целого в большую сторону. 

                   

 

 

 

Таблица 3.

АГР, млн. т/г	1,5	1,8	2,1	2,4	3,0	3,6
, лет	76,1	63,4	54,4	47,6	38,1	32,6
tРЗ, лет	4,3	3,9	4,3	4,7	5,5	6,15
Тп, лет	80,4	67,3	58,7	52,3	43,6	38,75

Принимается срок службы шахты  - 50 лет. Принимаю мощность шахты по рядовому углю в сутки – 8000т, в год – 2,4млн. т. По товарному углю годовая мощность рассчитывается по формуле, млн.т : .

Режим работы шахты принимаю в соответствии с нормами и законодательными актами: 300 рабочих дней в году, длительность рабочей смены – 6 часов, т.к. шахта  сверхкатегорная по газу.

3.Механизация очистной выемки  и нагрузка на забой

По каждому пласту определяю  способы механизации очистной выемки и рассчитываю нагрузку на очистной забой. Выбираю крепь в соответствии с мощностью пластов и углу падения пластов в свите.

 

Таблица 4.

Индекс пласта	Тип крепи	Вынимаемая мощность пласта, м	Площадь поперечного сечения лавы, свободная для прохода воздуха, м2
1	Фазос(Польша)	1,7 – 5,2	S=1,2*2.4+2,9=5,8
2			S=1,2*2,9+2,9=6,38
3			S=1,2*2,8+2,9=6,26

Выбирается для данной крепи комбайн 1КШЭУ (Россия), с шириной захвата – 0,63 м и скоростью подачи – 8м/мин. Схема работы комбайна – выемка уступами(сначала верхний, а при обратном ходе-нижний уступ), т.к. мощность пластов ограничена от 2,2…4,5м.

Техническая нагрузка на очистной забой А_Т определяется по формуле:

,

где - число смен работы очистного забоя по добыче в сутки. Принимаю число смен – 3;

Т – продолжительность  смены – 360мин;

t_ПЗ – продолжительность подготовительно-заключительных операций, мин; t_ПЗ = 15 мин;

m – вынимаемая мощность пласта, м;

r – ширина захвата исполнительного органа очистного комбайна, м;

γ – плотность угля, т/м³;

v – скорость подачи очистного комбайна, м/мин; v = (0,75 - 0,80) v_T,

v_T – технически возможная скорость подачи комбайна;

k_CP – коэффициент, учитывающий схему работы комбайна: при челноковой схеме работы k_CP = 0,8;

k_M – коэффициент машинного времени, k_M = 0,4 - 0,45.

1 пласт: 

2 пласт:

3 пласт: 

Расчет  нагрузки на очистной забой по условиям проветривания производится по формуле:

, т/сутки        

где  v_В – допустимая по ПБ скорость движения воздуха в лаве, v_В = 4 м/сек;

s –площадь поперечного сечения лавы, свободная для прохода воздуха, принимаемая по технической характеристике механизированной крепи (таблица 5), м²;

 

 

 

d – допустимая по ПБ концентрация метана в исходящей струе, d = 1%;

k_ВП – коэффициент, учитывающий движение части воздуха за призабойной частью выработанного пространства, k_ВП = 1,2 – 1,3;

q_Л – относительное метановыделение в исходящую струю воздуха из лавы, м³/т суточной добычи,

q_Л  = (0,3 – 0,4) q_Ш. q_Л=0,3*20м³/т=6м³/т        

1 пласт:

2 пласт:

3 пласт:

 

 

 

Таблица 5

Индекс пласта	Механизированный комплекс	Комбайн	Нагрузка на забой, т/сут
1	Фазос (Польша)	1КШЭУ(Россия)	3995
2			4409
3			4327

4.Способ  подготовки шахтного поля и  система разработки угольных пластов

Для данного  месторождения по размерам шахтного поля, углу падения пластов в свите и по своей газоносности больше всего подходит погоризонтный способ подготовки шахтного поля. Если пласт в пределах горизонта делят по простиранию месторождения на выемочные участки, вытянутые по восстанию или падению от верхней границы горизонта до нижней, то такой способ подготовки называют погоризонтным. В каждом участке размещают лаву, забой которой располагается по простиранию и перемещаются по падению или по восстанию пласта. Лавы обслуживаются наклонными выработками.

 

Деление шахтного поля на полосы вытянутые  по восстанию или падению :

1 - главный ствол; 2 - вентиляционный ствол; 3 - главный откаточный штрек;

4 – транспортный и вентиляционный бремсберги;

I-XVIII - последовательность отработки полос.

 

Далее следуют расчёты длины  выемочного поля и времени отработки  пластов. Длину выемочного поля  рассчитывается по формуле ,т.к. используем этажный способ подготовки размер выемочного поля, где L- размер шахтного поля по простиранию;

 

Длину лавы рассчитываю принимаем за 300м, так как разрабатываются пласты средней мощности. Время отработки выемочного поля Т_ВП рассчитывается по формуле, лет:

 , где L_Л – длина лавы, м;

m – вынимаемая мощность пласта, м;

γ – плотность угля, т/м³;

А – суточная нагрузка на забой, сутки.

1 пласт:

2 пласт:

3 пласт:

5.Группирование  пластов по очерёдности отработки  и определение нагрузки на  пласты

При группировании  пластов по очерёдности их отработки  предусматриваем нисходящую отработку  пластов, интенсивность отработки  вышележащего пласта не меньше, чем  нижележащего, а количество одновременно отрабатываемых пластов не более  трёх. Для определения нагрузки на каждый пласт:

• производится расстановка очистных забоев с учетом выбранного способа подготовки шахтного поля, от которого зависит количество одновременно работающих очистных забоев;
• учитывается попутная добыча, получаемая при проведении подготовительных выработок, которая составляет в зависимости от мощности пласта 5 - 10% от нагрузки на очистные забои по данному пласту.

Принимается количество забоев – 2. Добычу из очистного забоя рассчитываем как произведение нагрузки на забой по каждому пласту на количество забоев. Добыча из подготовительного забоя составляет 10% от добычи по очистному забою. Общая нагрузка на пласт рассчитывается как сумма добычи очистного и подготовительного забоев.

Добыча  из очистного забоя, т/сут:

1 пласт: 3995•2=7990

2 пласт: 4409 •2= 8818

3 пласт: 4326 •2=8652

Добыча  из подготовительного забоя, т/сут:

1 пласт: 

2 пласт: 

3 пласт: 

Нагрузка  на пласт, т/сут:

1 пласт: 7990+399=8389

2 пласт:  8818+440=9258

3 пласт: 8652+432=9084

Таблица 6.

Группирование пластов по очерёдности и нагрузка на забой

Индекс пласта	Нагрузка на забой, т/сут	Количество забоев	Добыча из очистного забоя, т/сут	Добыча из подготовит. забоя, т/сут	Нагрузка на пласт, т/сут
1	3995	2	7990	399	8389
2	4409	2	8818	440	9258
3	4326	2	8652	432	9084

 

 

Резерв  добычи по периодам определяется по формуле:

, где А_СР – рассчитанная суммарная нагрузка на пласт, А_СТ – типовая суточная мощность шахты.

1 пласт: 

2 пласт: 

3 пласт: 

Разрабатываются пласты средней мощности, разработка ведётся восходящей отработкой двумя забоями на каждый пласт. Суммарные  нагрузки на пласт находятся в  пределах нормы. При восходящем порядке  первым вынимается нижний пласт. При  этом происходит подработка верхнего пласта, влияние которой сказывается  при любом расстоянии между пластами, причем степень этого влияния  зависит от мощности нижнего пласта, мощности и физико-механических свойств  пород между пластами, угла падения  пластов, длины очистного забоя  и пр. Выбирается  пластовая подготовка пластов. При пластовой подготовке все выработки, включая и основные, проводят и поддерживают по пластам  полезного ископаемого.

6.Вскрытие шахтного поля

При назначении возможных схем вскрытия для определенных горно-геологических условий учитываются:

• угол падения свиты пластов;
• выбранный способ подготовки шахтного поля;
• размеры шахтного поля;
• мощность наносов или глубина залегания угольных пластов.

Из всех наиболее доступных способов вскрытия выбирается следующие два варианта вскрытия: вертикальными и наклонными стволами, из которых, вследствие ряда расчётов выбирается один наиболее экономически выгодный.

1.Вариант  Многогоризонтное вскрытие пологих пластов вертикальными стволами

Шахтное поле по падению разделяется на 2 горизонта. Размер каждого горизонта по падению не должен быть более 2000м, а его запасов для разработки должно хватать не менее чем на 15 лет. В данном случае высота горизонта равна 1000м, а срок службы каждого горизонта составляет 26,5 лет.

Стволы первоначально  проходят только до отметки первого  горизонта, а пласты вскрывают откаточным квершлагом (рис. 1). На него отрабатывают запасы бремсберговой части. По мере отработки этих запасов стволы заблаговременно углубляют до второго горизонта, а пласты вновь вскрывают откаточным квершлагом. В связи с этим квершлаги и получили название погоризонтных.

Для проветривания  выработок первого горизонта  в зависимости от глубины расположения верхней границы шахтного поля от поверхности проводят шурфы, один или  несколько фланговых стволов. При  отработке запасов второго горизонта  квершлаг первого горизонта используется как вентиляционный и проводится вентиляционный ствол до отметки  первого горизонта.

Путем углубки стволов и проведения погоризонтных квершлагов вскрывают запасы третьего горизонта и т. д. Если угол падения пластов не превышает 18°,( а в данном случае угол падения составляет 12°) и газовыделение не значительно, то для отработки запасов последнего горизонта нет необходимости углублять стволы и сооружать дорогостоящие околоствольные дворы, проводить квершлаги и т.д. Эти запасы следует отрабатывать на откаточные выработки предпоследнего горизонта с использованием уклонных работ.

Для производства углубки стволов необходимо иметь углубочные отделения, оборудованное специальным одноклетевым подъемом с противовесом на большегрузную вагонетку.

Многогоризонтное вскрытие может применяться при любом способе подготовки шахтного поля.

Каждая бремсберговая часть шахтного поля имеет самостоятельный транспортный и подъемный горизонт; только при отработке последней ступени один транспортный горизонт последовательно обслуживает и бремсберговую и уклонную части.

Вскрытие  шахтных полей вертикальными  стволами и погоризонтными квершлагами рекомендуется применять при углах наклона пластов до 18° и размерах шахтного поля по падению от 2,5 км и более.

 

2.Варинт  Вскрытие пластов наклонными стволами

Главный ствол  предназначен для подъема полезного  ископаемого и оборудуется ленточными конвейерами. Из вспомогательных стволов  из

пройденных  параллельно главному на расстоянии 30 м, один — грузовой используется для подъема породы из шахты и спуска оборудования и материалов в шахту, другой — людской служит для спуска-подъема людей.

Транспортирование полезного ископаемого на поверхность  осуществляется следующим образом. Из очистных выработок уголь при  помощи скребковых конвейеров доставляется в откаточный штрек, по которому транспортируется к стволу ленточными конвейерами  или в вагонетках электровозами. По наклонному стволу уголь поднимается ленточными конвейерами.

Достоинства вскрытия пластов наклонными стволами:

• относительно небольшие первоначальные затраты, связанные со вскрытием шахтного поля и оборудованием поверхности;
• быстрый ввод шахты в эксплуатацию. Исследования показывают, что срок строительства шахты с наклонными стволами примерно на 20—30% меньше, а затраты на 30% ниже, чем при сооружении в аналогичных условиях шахты с вертикальными стволами;
• при проходке стволов по пласту имеется возможность получения дополнительных геологоразведочных данных и использования попутно добытого угля для нужд строительства, что особенно важно в условиях малообжитых безлесных районов;
• проще схема подземного транспорта, его трудоемкость на 25% меньше, чем при вскрытии вертикальными стволами;
• возможность полной конвейеризации транспортирования от забоя до поверхности горной массы.

К недостаткам  рассматриваемого способа вскрытия относятся:

• значительные расходы на поддержание наклонных стволов вследствие большей их длины по сравнению с вертикальными, пройденными на ту же глубину, а также более сильного проявления горного давления боковых пород;
• большое сопротивление крепи наклонных стволов движению воздуха;
• ограниченная пропускная способность вспомогательного канатного подъема по наклонным стволам по сравнению с вертикальными в связи с большей их длиной, меньшей допустимой скоростью движения подъемных сосудов.

Применяется способ вскрытия наклонными стволами при условиях, когда выход пласта прикрыт наносами незначительной мощности (до 50—70 м), в наносах отсутствуют плывуны, залегание пластов спокойное, угол наклона пластов до 18°. В данном случае, исходные условия месторождения больше подходят под вышеописанный способ вскрытия.

Длина наклонных  стволов не должна превышать 1500—1800 м, так как при больших размерах шахтного поля по падению осложняются  проветривание и работа вспомогательного канатного подъема, который становится ступенчатым.

1 вариант  Глубина вертикального ствола определяется по формуле:

h = h_н + L_бр·sinα + h_з,         

где h_з - глубина зумпфа – 30м;

h_н - мощность наносов – 55м;

L_бр - наклонная высота бремсберговой части шахтного поля – 1000м;

α - угол падения свиты пластов.

Глубина углубки

h = (H – L_бр)·sinα,          

где H – размер шахтного поля по падению.

Объем околоствольного  двора

V_од = 1.4∙А_ст+85∙q+10∙V_в+1700

А_ст - суточная мощность шахты, т;

q - относительная газообильность, м³/т;

V_в - водоприток воды в шахту, м³/час.

 Длина квершлага 2 горизонта рассчитывается по формуле:

Площадь поперечного  сечения ствола  определяются по размерам оборудования стволов (в скиповых стволах) и по количеству воздуха, поступающего по стволу (в клетевых стволах)

           

где  V_Д - максимально допустимая скорость движения воздуха по стволу;

для людских  стволов 8 м/с, для грузовых 12 м/с;

Q - количество воздуха, поступающего через ствол в шахту,м³/с;

          

k_Р - коэффициент, учитывающий утечки и резерв воздуха, k_Р =1.6 - 1.8;

d - максимально допустимое по ПБ содержание газа в исходящей струе воздуха из шахты,  
d = 0,75%.

Число квершлагов рассчитывается по формуле:

Сечение квершлага  выбираю типовое – 17,6м²

           Глубина главного вертикального ствола, м:

Глубина углубки, м:

Объём околоствольного  двора, м³: