Задача Расчет площади горного и земельного отводов 1 Для месторождений с крутым залеганием залежи с углом падения более площадь горного отвода определяется по формуле




Скачать 214.09 Kb.
Дата18.02.2019
Размер214.09 Kb.
Задача 1. Расчет площади горного и земельного отводов

1.1 Для месторождений с крутым залеганием залежи с углом падения более площадь горного отвода определяется по формуле:

Sг.о = LпВп = (Lз + 2Нкctgγн)·(Вд + Нкctgγн)·10-4 (га)

Lз=2800 м

Нк=60м


Ctgγн(30)=1,73

Вд=1400м
Sг.о = LпВп = (2800 + 2·60·1,73)·(1400 + 60· 1,73)·10-4 =452,28(га)



1.2 Площадь земельного отвода на момент окончания строительства карьера (Sз.о стр) (без учета площади поверхностного комплекса карьера и санитарной зоны) укрупнено определяется по формуле:

Sз.о стр = (Sк.т + Sр.т + Sв.о + Sс)/Ки.з. (га)

Sз.о стр==58353,33

Sк.т =43411,54 площадь капитальной траншеи (га);

Sр.т =3268,57 площадь разрезной траншеи (га);

Sв.о =1,62 площадь внешнего отвала горно-строительной вскрыши (га);

Sс =0,97 площадь склада почвенно-растительного слоя (га);

Ки.з = 0,8 – коэффициент использования земельного отвода.

Площадь капитальной траншеи на уровне дневной поверхности определяется по формуле:

Sк.т = Втвверх Lтвверх (га)

Sк.т=108,88·398,71=43411,54 га

Вт – ширина дна капитальной траншеи (м) определяется из условия безопасного движения транспортных средств:

Вт = 2·В0 + 2·М + П (м)

Вт=2·2+2·1+12= 18 м

В0 = 2 – ширина обочина (м);

М = 1 – минимальное безопасное расстояние от обочины (м);

П =1 ширина проезжей части (м) (см. приложение 1);

Нт – глубина капитальной траншеи (м) определяется глубиной залегания полезных ископаемых;

Нт = Нв + m (м)

Нт=18+14=32 м

Нв =18 мощность вскрыши (м) (см. приложение 1);

m =14 мощность залежи (м) (см. приложение 1);

αт =35 (1,42) средний угол откосов бортов траншеи (град) (см. приложение 1);

i – продольный уклон капитальной траншеи принимается из условий рационального движения транспорта i = 0,08.

Втвверх т+2Нт· ctgαт

Втвверх = 18+2·32·1,42=108,88






Lт = Hт/ i

Lт==400 м

Объем капитальной траншеи определяется по формуле:

Vт=Sосн·3)

Vт=·2030,08·398,71=269,8·103 3)

Sосн=Нт·т+)

Sосн=32·(18+108,88)=2030,08

Площадь разрезной траншеи на уровне дневной поверхности определяется по формуле:

SР.т=·

SР.т=43,68·74,83=3268,57

Вр – ширина дна разрезной траншеи определяется с учетом условий безопасного размещения выемочного оборудования и вместимости выработанного пространства.

Вр = 2·(0,5·bс + Rа + е) (м)

Вр=2(0,5·3,48+12+1)=29,48 м

bс = 3,48 – ширина автосамосвала (примем в расчетно-графической работе автосамосвал БелАЗ-540) (м);

Rа = 12 – наименьший радиус разворота автосамосвала БелАЗ-540 (м);

е = 1 – зазор между автосамосвалом и траншеей (м);

Lр – длина разрезной траншеи (м), которая определяется в зависимости от размеров залежи и системы применяемой разработки:

Нр =0,1·Нк=6 глубина разрезной траншеи (м), значение которой приблизительно примем для расчетно-графической работы:



р+2Нр· ctgαт

=29,48+2·6·1,42=46,52

Lр= Нр/ i

Lр==75 м

=

==74,75 м

Объем разрезной траншеи определяется по формуле:


Vр.т=Sосн·3)

Vр.т=·219,48·74,75=54,68·103

Sосн=Нр·р+)

Sосн=6·(29,48+46,52)=228

Площадь внешнего отвала горно-строительной вскрыши (Sв.о) определяется по формуле:

Sв.о = 10-4·Vг..стр.Кр/(КотНо) (га)

Sв.о==1,62 га

Vг.стр – объем горно-строительной вскрыши, который равен сумме объемов капитальной и разрезной траншеи (м3);

Vг..стр = Vт + Vр.т. (м3)

Vг..стр =269,8·103+54,68·103=324540м3

Кр = 1,2 – коэффициент разрыхления вскрышных пород в отвале;

Кот = 0,8 – коэффициент, учитывающий откосную часть отвала;

Но – средняя высота внешних отвалов горно-строительной вскрыши (м) (см. приложение 1).

Площадь, занимаемая складом плодородного слоя почвы () определяется аналогично площади внешних отвалов:

Sс = 10-4·VсКс/(КотНс) (га)

Sc==0,97 га

Vс = hn·(1-δ)·( Sк.т + Sр.т + Sв.о)·Кс (м3)

Vс=1,1·(1-0,07)·( 43411,54+3268,57+1,62)·1,07=51098,28

hn – мощность снимаемого слоя почвы (м) (см. приложение 1);

δ – коэффициент, учитывающий потери при снятии почвы (см. приложение 1);

Кс – коэффициент разрыхления почвы в складе (см. приложение 1);

Нс – высота склада (м) (см. приложение 1).

Площадь земельного отвода на момент окончания эксплуатации карьера (Sз.о экс) (без учета санитарной зоны) укрупнено определяется по формуле:

Sз.о экс = Кп.р (Sк.т + Sг.о + Sв.о + Sс ) / Ки.з (га)

Sз.о экс==60316,31 га

Кп.р = 1,1 – коэффициент, учитывающий площади отчуждаемых земель поверхностным технологическим комплексом и прочими объектами.



Задача2. Установление кондиций на минеральное сырье.

Минимальное промышленное содержание руды определяется по формуле:

Сmin=

Сmin=


где Зд =900 полная себестоимость одной тонны руды, руб.; a – содержание полезного компонента в добытой руде, %;

Цр = 4166 оптовая цена одной тонны руды, руб.;

Кк =0,01 коэффициент изменения качества руды при добыче



=0,01
где С – содержание полезного компонента в оконтуренном блоке, %.

Величину можно установить из выражения



=, %

==0,1%

где П – потери, доли ед.; Р – разубоживание, доли ед.

Полученное значение Кк использовать и для дальнейших расчетов Сmin.

Если товарной продукцией является концентрат, на который установлена оптовая цена, то:

Сmin=, %

Сmin=

где Зо =900 затраты на обогащение одной тонны руды, руб.;

ак =0,52 содержание полезного компонента в концентрате, %;

Цк =1350 оптовая цена одной тонны концентрата, руб.;

Ио =0,8 коэффициент извлечения металла при обогащении, доли ед.

При установлении оптовых цен на полезный компонент, содержащийся в концентратах, расчет вести по формуле:

Сmin=, %

Сmin= = 4,95%

где Цмк – оптовая цена полезного компонента в концентрате, руб./т.

Для руд, перерабатываемых до товарных металлов, минимальное промышленное содержание найти по формуле:

Сmin=, %


Сmin==2,88%

где Зтм =21 стоимость транспортировки концентрата до металлургического завода, руб./т;

Зм =200 себестоимость металлургического передела, руб./т;

Цм=52000 оптовая цена чернового металла, руб./т;

Им= 0,93 коэффициент извлечения металла из концентрата, доли ед.;

ам – 0,92 содержание полезного компонента в черновом металле, %.


Для руд, содержащих попутные компоненты или благородные металлы, из общих затрат на добычу и переработку вычесть стоимость дополнительно извлекаемых попутных компонентов.

Величину минимального промышленного содержания с учетом стоимости извлекаемых попутных компонентов вычислить по формуле:


=, %

==1,61%

Рассчитав величину минимального промышленного содержания необходимо сопоставить полученные значения с содержанием металла в оконтуренном блоке. На основании расчетов и условия

C > Cmin









Сопоставив полученные данные, мы пришли к выводу, что условие если товарной продукцией является концентрат, на который установлена оптовая цена не выполняется т.к. завышена стоимость технологического процесса.



Задача 3. Определение и нормирование показателей полноты и качества извлечения запасов из недр.

1.Рассчитать для условий А, Б, В потери, разубоживание и содержание полезного компонента в добытой руде.

П=

(A) П=

(Б) П=

(В) П=

где ΔМп - толщина слоя теряемой руды, м;

ΔМр -1,6 толщина слоя разубоживающей породы, м;

Сб; Сп; Ср – содержание полезного компонента соответственно в балансовой руде, в потерянной руде и в разубоживающей породе, %;

Тр =18 мощность рудного тела, м.



Разубоживание:

Р=100, %

(А)Р==2%

(Б)Р==2,4%

(В)Р=100=2,8%
Коэффициент разубоживания:

Р=

(А)Р==0,02

(Б)Р==0,024

(В)Р==0,028

где ад – содержание полезного компонента в данной руде, %.



=, %

(А)==2,45%

(Б)==2,44%

(В)==2,43%

Из полученных данных видно, чем меньше потери полезного компонента, тем меньше разубоживание.

Себестоимость 1 т готового металла:

См=

Смб==24250 руб/т

Смр==200250 руб/т

Смn==60250 руб/т

Целесообразно выбрать систему разработки с минимальными потерями и разубоживанием (из-за высокой ценности руды), с большим содержанием полезного компонента.

Задача 4. Оценка целесообразности комплексного освоения месторождения.

1.Определить допустимые затраты, на получение i-го концентрата из полезного ископаемого:

Ci=, руб/т

C1=

C2=

C3=

где Цоi – оптовая цена 1 т i-го концентрата, руб.; Ri – норма рентабельности производства i-го концентрата, доли ед.

2. Установить выход i-го концентрата из 1 т добываемого полезного ископаемого по формуле:



доли ед.

=0,013

=

==0,02

где λi и βi – соответственно, содержание i-го компонента в добытой руде и в концентрате, %; Киi – коэффициент извлечения i-го компонента в концентрат, доли ед.

3. Рассчитать общие годовые допустимые затраты на разработку и обогащение при освоении комплексного месторождения:

р, руб

10487,5 руб



руб

где Ар – годовая производительность карьера по руде, т.

4.Вычислить индивидуальные годовые затраты на освоение комплексного месторождения:

Зu=ApAвСврСx(1- ,руб

Зu=101348,11 руб

где Сд, Со – соответственно, себестоимость собственно добычи в обогащении полезного ископаемого, руб./т; Св – себестоимость 1 м3 вскрыши, руб.; Ав – годовой объем вскрышных работ, м3; Сх – себестоимость утилизации хвостов обогащения, руб.

5. Сопоставить величину индивидуальных и допустимых затрат на разработку и обогащение руды. Комплексное освоение месторождения целесообразно, если выполняется условие:

≥ Зu

≥ 1348,11.

6. вывод.

Многокомпонентное рудное месторождение целесообразно т.к. комплексное использование ресурсов недр дает: эффект от производства и потребления дополнительной продукции, экономию затрат на нейтрализацию вредного воздействия отходов на окружающую среду, экономию затрат при замене природного сырья вторичным, экономию затрат на воспроизводство природных ресурсов.
Задача 5. Роль климатических факторов в загрязнении атмосферы.

5.1Определить для своего варианта опасную скорость ветра для источника диаметром и другими параметрами:

1.Определяем расход газо-воздушной смеси:

V1=

V1=

2.рассчитываем Vm:

Vm=0,65

Vm=0,65=0.072

5.2 Определение концентрации вредных веществ при скоростях ветра, отличных от опасных:

В этих случаях концентрация примеси Смu определяется из равенства



Смu = См r,

Сми=0,3·0,25=0,075

где коэффициент r ≤ 1; См – концентрация примеси в приземном слое атмосферного воздуха, мг/ м3.

Расстояние от источника до точки на оси факела, где достигается концентрация Смu (м) при скорости ветра, отличной от опасной – Хмu, вычисляется по уравнению

Хмu = Хм ⋅ Ρ,

Xмu=110·3,6=396

где коэффициент Р ≥ 1; Хм – расстояние от источника до точки на оси факела выброса, где достигается концентрация поллютантов См.

Значения коэффициентов r и Р определяются по соотношению U / Uм=9, где U – скорость ветра в приземном слое атмосферного воздуха, м/с; Uм – опасная скорость ветра, м/с.

5.3. Расчет зоны распространения пылегазового облака (ПГО) при взрывных работах:

Расчет выбросов вредных веществ при массовом взрыве

Масса вредных газов (оксид углерода, оксиды азота), выбрасываемых с пылегазовым облаком (ПГО):

Мг1i=

Мг1i=(36·1,25+2,2·1,4)·50·=0,0024т=2,4 кг

где К – переводной коэффициент, зависящий от определяемого вредного газа (для СО К = 1,25 г/л, для NOx К = 1,4 г/л); qудi – удельное содержание i вредных газов в ПГО при взрыве 1 кг взрывчатых веществ, л/кг (табл. 5.2); Qвв j – масса j-го типа ВВ, кг.

Масса вредных газов, оставшихся во взорванной горной массе и постепенно выделяющихся в атмосферу:

Мг1i=

Мг1i=(16,2·1,25+0,99·1,4)·50·=0,001 кг

Мг1i=(16,2·1,25)·50·=0,00101т(СО для твердой забойки)

Мг1i=(0,99·1,4)·50·=0,00006т (No для твердой забойки)

где .м.i – удельное содержание вредных газов в отбитой горной массе в зависимости от крепости пород и рецептуры ВВ, л/кг

Масса твердых частиц (пыли), выбрасываемых с ПГО:

Мn=

Мn=0,08·111·=8кг(для твердой забойки)

Мn=0,02·111·=2,2кг(для гидрозабойки)

где qпi – удельное пылевыделение из 1 м3 горной массы в зависимости от крепости пород и рецептуры ВВ: для ВВ при обводненных породах qпi = 0,02 кг/м3; для ВВ, взрываемых в сухих скважинах с твердой забойкой, удельное пылевыделение зависит от крепости породы.

.м. j – объем горной массы, взорванной ВВ j-го типа, м3;
Vгмj=

Vгмj=111 м3

Для определения массы вредных веществ, выделившихся при взрывах в течение года, Мn и МГ следует умножить на количество взрывов за этот период или взять для расчета годовые объемы ВВ и взрывной горной массы.

Объем сформировавшегося пылегазового облака Vo, определяется по формуле:

Vo=4,4·

Vo=4,4··1001,08=6,3·106

где Qвв – общее количество взрываемого ВВ, т.

Начальная концентрация пыли или газа в пылегазовом облаке, определяется:


Сi=

Сi==1.58 ммг/м3(для твердой забойки)

Сi==1,56ммг/м3(для гидрозабойки)

Сi==0,16ммг/м3(СО для твердой забойки)

Сi==0,15ммг/м3(СО для гидрозабойки)

Сi==0,009ммг/м3(СО для твердой забойки)

Сi==0,008ммг/м3(СО для гидрозабойки)
где Mi – масса пыли или газа во взвешенном состоянии после взрыва в пылегазовом облаке, т; η – коэффициент эффективности средств пылегазоподавления (для твердой забойки η = 0; при гидрозабойке, гидрогелевой или пеногелевой забойке η = 50% для пыли и η = 65% для газов); Vo – объем сформировавшегося пылегазового облака, м3.

Определение высоты подъема пылегазового облака:

hоб = (0,2Qвв +139) exp [10-4 (41- 0,04·Qвв)tо ] K1 , м

hоб = (0,2·100+139)· exp [10-4 (41- 0,04·100)·30]·0,8 =127,2 м

где to – время формирования пылегазового облака принять равным 30 с; Kl – коэффициент, учитывающий изменение высоты пылегазового облака в зависимости от глубины скважин (Kl = 1 при lскв = 15 м; Kl = 0,8 при lскв > 15 м).

Определение длины зоны рассеивания пылегазового облака

Расстояние до границы рассеивания пыли, CO и NOx из пылегазового облака до уровня ПДК определяется:

L=

L==1411,40м(для тв. Забойки)

L==1421,14м(для гидрозабойки)

L==3693,28м(для СО в рабочей)

L=2682,24м(для СО в нас. п.)

L==4834,28м(для СО в рабочей)

L=1087,79м(для СО в нас. п.)

где Н – глубина ведения взрывных работ, м; V – скорость ветра у поверхности земли, м/с; Cдi – предельно-допустимая концентрация пыли или газа в атмосфере карьера, мг/м3 (табл. 5.3); Ci – начальная концентрация пыли или газа в пылегазовом облаке, мг/м3

Наименование показателей

Значение показателей

С твердой забойкой

С гидрозабойкой

1.Масса пыли в ПГО, т

0,01

0,005

2.начальная концентрация пыли в ПГО, мг/м3

1,58

1,56

3.масса оксида углерода, т

0,0010

0,0010

4.Начальная концентрация оксида углерода, мг/м3

0,08

0,08

5.масса оксида азота, т

0,00006

0,00006

6.начальная концентрация оксида азота, мг/м3

0,008

0,008

7. расстояние до границы зоны рассеивания пыли из ПГО до уровня ПКД, м

1411,40

1421,14

8. расстояние до границы зоны рассеивания оксида углерода до уровня ПКД, м

3693,28

3693,28

9. расстояние до границы зоны рассеивания оксида азота до уровня ПКД, м

4834,28

4834,28



Задача 6. Очистка сточных вод горных предприятий.

Связь между санитарными требованиями к условиям спуска сточных вод в водоемы и необходимой степенью их очистки определяется из следующего выражения:

Сcm · q + Сф · γ · Q ≤ (γ · Q + q) · Спдк

0,04

0,02

где Ссm – концентрация вредного вещества в сточных водах, при которой не будут превышены ПДК в водном объекте;

Сф – концентрация этого же вредного вещества в воде водоема выше места выпуска;

Спдк – предельно допустимое содержание вредного вещества в воде водоема;

Q – расчетный расход воды в реке 95% обеспеченности (м3/с);

q – расчетный расход сточных вод (м3/с);

γ – коэффициент смешения, показывающий, какая часть расхода воды в водоеме смешивается со сточными водами в расчетном створе.

Коэффициент смешения определяется по формуле:





=0,008
где: L – длина русла от места выпуска сточных вод до контрольного створа (м);

α – коэффициент, зависящий от гидравлических условий смешения, определяется по формуле:

a=ζ ·��

a=1,5·1.01=21,54·10-7(при выпуске у берега)

где: ζ – коэффициент, учитывающий место расположения выпуска, для руслового выпуска (в стрежень реки) равен 1,5; при выпуске у берега = 1;

φ – коэффициент извилистости русла (отношение расстояния до контрольного створа по фарватеру к расстоянию по прямой);

E – коэффициент турбулентной диффузии (м2/с), определяется по формуле:

E=

Е==0,001274

где: Hср – средняя глубина реки (м),



vср – средняя скорость течения воды в реке (м/с).

Из формулы можно получить значение концентрации вредного вещества в сточных водах, которая должна быть достигнута в результате их очистки:

Из формулы можно получить значение концентрации вредного вещества в сточных водах, которая должна быть достигнута в результате их очистки:

Сст ≤ γ · Q /q · (Спдк – Сф) + Спдк

0,04

0,04

Рассмотрим подробнее методы расчета необходимой степени очистки СВ: Расчет необходимой степени очистки сточных вод по концентрации взвешенных веществ

Допустимое содержание взвешенных веществ т, г/м3 в спускаемых в водотоки сточных водах определяется из следующего выражения:

γ · Q · b + q m = (γ · Q + q) (p + b)

0,008·28,1·46+2,72·46,27=136,19


откуда m = p (γ · Q /q + 1) + b

m=0,25(0,00846,27

Требуемая степень очистки по взвешенным веществам D (%) определяется из следующего выражения:

D=

D==96,1%
где: С – количество взвешенных веществ в сточной воде до очистки, мг/л.

Расчет максимальной температуры сточных вод

Для водотоков указанная характеристика рассчитывается следующим образом:

Тст = (γ · Q /q + 1) ΔТ + Тф

Тст=(0,00848,37

где: Тст – максимальная температура спускаемых сточных вод;

Тф – максимальная температура воды водоема до места выпуска сточных вод в летнее время;

ΔТ – допустимое повышение температуры воды водоема.

Расчет допустимого состава сточных вод по концентрации растворенных вредных веществ

При расчете сброса сточных вод определяется значение Сст, обеспечивающее нормативное качество в контрольном створе по формуле:

Сст = n · (СПДК – Сф ) + Сф

Сст=1,08·(0,050-0,01)+0,01=0,05

где: n – кратность разбавления сточных вод водой реки;

СПДК – предельно допустимая концентрация загрязняющего вещества, мг/л;

Сф – фоновая концентрация загрязняющего вещества в водотоке выше выпуска сточных вод, мг/л.

Определение кратности разбавления сточных вод водой реки производится по формуле:

n=

n=

где: γ – коэффициент смешения,

Q – расчетный расход воды в реке 95% обеспеченности (м3/с);

q – расчетный расход сточных вод (м3/с),

При Сф примерно равным ПДК сброс сточных вод с Сст > ПДК недопустим.

Необходимую степень очистки можно определить по следующей формуле:

δ = (Свх – Сст) /Свх ·100%

δ=


где Свх – концентрация ЗВ в сточных водах до очистки, (мг/л).

Расчет предельно допустимого сброса (ПДС) загрязняющих веществ карьерными водами

При открытой разработке месторождений производится откачка вод, попадающих в карьер из горного массива и с поверхности. Для расчета ПДС необходимо нормировать не только концентрацию Ксб , но и объем сточных вод.

Для ориентировочных расчетов общий максимальный водоприток Qпр = Qсб в карьер определяется как сумма поверхностных Qпов и подземных притоков Qпод :

Qпр = Qпов +Qпод

Поверхностный приток формируется в основном из дождевых и талых вод.

Нормальный приток дождевых вод, м3/сутки:

Qпр = Hд· α· Fв· 103,

Qпр=0,18·1,48·103=213,12

где – слой среднесуточного количества осадков за 0,33 года по данным местной метеорологической станции, мм; α – коэффициент поверхностного стока (для площади, занятой бортами и дном карьера в скальных и глинистых породах α = 0,8– 0,9; – водосборная площадь карьера (определяется в границах нагорных канав и дамб), км2.

Приток талых вод в карьер, м3/ч:

Qm=

Qm=

где β – коэффициент, учитывающий степень удаления снега из карьера при ведении горных работ (обычно принимается β = 0,5); hc – годовое количество твердых осадков, м; tc – продолжительность интенсивного снеготаяния в период паводка, ч; – водосборная площадь карьера, м2.

Приток подземных вод в карьер, удаленный от контура обеспеченного питания и пройденный в однородном по проницаемости водоносном горизонте, приближенно может быть определен по методу «большого колодца», м3/сут:

Для безнапорного водоносного горизонта:

Q=
Q==54,84

где k коэффициент фильтрации; h,m – мощность соответственно безнапорного или напорного водоносного горизонта, м; Н – напор от подошвы водоносного горизонта, м; – приведенный радиус депрессии, считая от центра карьера, м,



= +R;

где rк – приведенный радиус карьера, м:

– при неправильной, но близкой к круговой форме карьера, т.е. B/L=0,8-1,0
rk=

rk=

где F – площадь карьера в плане, м;

R – радиус депрессии, считая от контура карьера, м:

R =1,5 · rк

R=1,5·686,54=1029,81

Максимально допустимая концентрация вредного вещества в карьерных водах Ксб определяется:

Kсб = Ксм · Qв (КПДК – Kф )/ Qсб + КПДК ,

Ксб=1,0 213,12+0,050=0,15

где Qсб – сброс (приток) карьерных вод, м3/ч; – расход воды в реке, м3/ч; Кф – фоновая концентрация вредного вещества в реке, мг/л; Ксм – коэффициент смешивания; КПДК – предельно допустимая концентрация вредного вещества в воде, мг/л

Расчет параметров фильтрующего массива.

Расчет параметров фильтрующего массива состоит в определении длины фильтрации, обеспечивающей снижение концентрации взвешенных частиц в сбрасываемых водах, до норм ПДК в водных объектах из условия:

L=

L=

где η – показатель фильтрования.

Определение массы сброса загрязняющих веществ в водный объект с карьерными водами.

Масса взвешенных и вредных веществ Мв, т, сбрасываемых в водный объект с карьерными водами в течение года определятся без очистки карьерных вод и с применением ее дополнительной очистки через фильтрующий массив:

Мв=0,876

Мв=0,876·1187·213,12·10-3=221,6

где Ксбi – концентрация i -го вредного вещества в карьерных водах, мг/л; Qсб – сброс карьерных вод, м3/ч.

Провести прогноз, допустим ли сброс карьерных вод Qсб в реку с расходом воды Qв и максимально допустимой концентрации вредных веществ в карьерных водах.



Из полученных данных видно, что сброс карьерных вод в реку не допустим, т.к. превышена концентрация вредных веществ.


База данных защищена авторским правом ©uverenniy.ru 2016
обратиться к администрации

    Главная страница