Разработка угольного месторождения открытым способом

КУРСОВОЙ ПРОЕКТ по теме:

РАЗРАБОТКА УГОЛЬНОГО МЕСТОРОЖДЕНИЯ ОТКРЫТЫМ СПОСОБОМ

Данный курсовой проект ставит своей целью закрепление знаний по технологии разработки месторождения по курсу «Технология открытых горных работ», приобрести необходимые навыки инженерного мышления, понять основные закономерности и взаимосвязи открытых горных работ.

Под системой разработки понимают определенный порядок производства горных работ в пределах карьерного поля или его участка. Она отражает принятые решения по формированию рабочей зоны карьера в пространстве и во времени, соразмерном развитию работ на уступах.

Обоснование систем разработки предусматривает установление количественных зависимостей между основными размерами залежи, карьерного поля, элементами системы разработки, параметрами и расстановкой оборудования и производственной мощностью карьера.

Технология разработки месторождения — это совокупность способов и приемов механизированного осуществления взаимосвязанных процессов горных работ, основанная на фундаментальных знаниях закономерностей разработки и возможностей технических средств.

Работа сводится к следующему. Для отработки конкретного месторождения подбираются 2 конкурентоспособных технологических схемы, из них на основании технико-экономического сравнения выбирается одна. Под технологической схемой понимают обеспечивающую безопасную и эффективную разработку месторождения, совокупность основных и вспомогательных производственных процессов в сочетании с необходимыми для их выполнения выработками, средствами механизации и автоматизации. Вскрытие карьерного поля и проведение траншей ведется по более экономичной технологической схеме. Завершает курсовой проект раздел «Планирование и организация горных работ», где составляется планограмма производства горных работ.

1. Краткая характеристика месторождения и размеры карьера

Угольное месторождение Приозерное. Запасы составляют — 360 млн.т. Годовая производительность по углю составляет — 10 млн.т.

Мощность угольного пласта — 20 м.; наносов — 30 м.

Угол падения залежи- 1 град.

Плотность:

Угля — 1,4 т/м3;

Наноса -2 т/м3;

Вмещающих пород — 2,3 т/м3.

Коэффициент крепости:

Угля — 1,6;

Наносов — 1,8;

Вмещающих пород — 2.

Задаваясь длиной пласта по простиранию 3000 м., исходя из заданных запасов угля, находим ширину карьера вкрест простирания.

м (1.1)

где Р — запасы угля, млн. т;

гплотность угля, т/м3;

Lпрдлина залежи по простиранию, м;

hмощность угольного пласта, м Длина залежи в крест простирания не должна превышать 1000 м, поэтому принимаем к разработке только участок месторождения с запасами, соответствующими принятым размерам карьерного поля (Вк=1000м).

По заданному углу падения пласта вычисляем среднюю мощность вмещающих пород на середине ширины карьера в крест простирания залежи.

м (1.2)

где — угол падения залежи, град;

Мощность вскрыши:

Н = hн + hв = 30 + 8,7 = 38,7 м (1.3)

где hн — мощность наносов, м;

2. Общий режим работы и производительность карьера

Годовая производительность карьера по горной массе:

млн.т. (2.1)

где Ап — годовая производительность по углю, млн. т/год;

Авн — годовая производительность по наносам, млн. м3;

Авв — годовая производительность по вмещающим породам, млн. м3;

Годовая производительность по вскрыше:

млн.м3 (2.2)

по вмещающим породам млн. м3 (2.3)

по наносам млн. м3 (2.4)

где — плотность вмещающих пород, т/м3;

— плотность наносов, т/м3;

Квв — коэффициент вскрыши по вмещающим породам.

м3/т (2.5)

Квнкоэффициент вскрыши по наносам м3/т (2.6)

Т.к. производительность карьера по горной массе превышает 25 млн. т горной массы в год, то принимаем непрерывную рабочая неделю и три смены в сутки, продолжительность смены восемь часов. Т.к. климатический район расположения карьера относится к северным районам, то принимаем [1,таблица 1.1] 340 рабочих дней в году.

3. Добычные работы

Выбор добычного оборудования производится в соответствии с мощностью пласта полезного ископаемого, заданной производительности и расстоянием транспортировки полезного ископаемого. Проанализировав заданные показатели и учитывая характеристики месторождения можно сделать вывод, что добычные работы на данном месторождении целесообразно проводить роторными экскаваторами с применением в качестве подвижного состава железнодорожный транспорт.

Исходя из вышеизложенного, добычные работы на месторождении будут производиться роторным экскаватором ЭРП- 2500, с теоретической производительностью 2500 м3/ч Годовая производительность роторного экскаватора

(3.1)

м3/год.

где Qэ.п. — паспортная производительность экскаватора [7, табл. 4.24] = 2500 м3/час;

Кэ — коэффициент экскавации для заданной категории полезного ископаемого [7, табл. 4.32]=0,72;

Кп — коэффициент потерь [5, формула (9.4)]

(3.2)

где Кз — коэффициент влияния забоя (по данным УкрНИИпроекта Кз = 0,7б-0,8);

Кпот — коэффициент потерь [5, с. 214] = 0,9;

Кукоэффициент управления [5, с. 214] = 0,92−0,96;

Кт — коэффициент технологии (по данным УкрНИИпроекта Кт = 0,87−0,9);

Тс — средняя продолжительность работы экскаватора в течении суток [1, с. 78]=19,2 ч;

Nр-количество рабочих дней в течении года для заданной климатической зоны.

(3.3)

где Nк — количество рабочих дней карьера в течении года;

К — длительность межремонтного цикла экскаватора [1, с. 75], ч;

m — длительность простоев в ремонтах на протяжении ремонтного цикла [1, с. 78], сут.;

Т — средняя продолжительность экскаватора в течении суток, ч.

сут.

Парк добычных экскаваторов:

(3.4)

Скорректированная производительность добычного экскаватора

(3.5)

м3/год Ширина нормальной экскаваторной заходки

(3.6)

м где Rч — радиус черпания по низу [2, табл. 4.24], м;

Дальность транспортирования угля

(3.7)

км.

Так как производительность карьера по углю Ау>15 млн.т., расстояние транспортирования составляет 3,3 км., а применяемое добычное оборудование непрерывного выемочного действия то целесообразнее выбрать ж.д. транспорт.

На добычных работах применяется электровоз 26Е и думпкары 2ВС-180.

Полезная масса поезда при движении его на подъем:

(3.8)

где Qс — сцепная масса локомотива [4, таб. 6.8], т;

g — ускорение свободного падения, м/с2;

iр — руководящий подъем, 0/00;

Кт — коэффициент тары вагона [4,таб.6.11];

коэффициент сцепления между бандажами ведущих колес локомотива и рельсами;

основное удельное сопротивление движению локомотива на прямых горизонтальных участках пути, н/т;

основное удельное сопротивление движению вагонов на прямых горизонтальных участков пути, н/т.

т.

Количество вагонов в составе

(3.9)

где qгрузоподъемность вагона, т.

ед.

Сменная эксплуатационная производительность подвижного состава:

(3.10)

где Тс — продолжительность смен, мин.;

Ки=0,9- коэффициент использования подвижного состава во времени в течение времени;

Кп=0,9- коэффициент, учитывающий трудность транспортирования породы;

Ккл=0,95- коэффициент влияния климатических условий.

м3/см.

Инвентарный парк локомотивов и вагонов:

ед (3.11)

(3.12)

где Ки.л. и Ки.в.- коэффициент резерва локомотива и вагона[3, табл.3.4];

Nр — число рабочих дней карьера, дн.;

Nсм — число смен в течение суток.

ед.

Общая ширина рабочей площадки:

(3.13)

где Аэ — ширина экскаваторной заходки, м;

С2- расстояние от нижней бровки добычного уступа до оси ж/д пути, м.; F — расстояние от оси ж/д пути до контактной опоры, м.; U — расстояние от контактной опоры до ЛЭП, м.; а1 — ширина проезжей части автодороги, м.; Л — ширина полосы подготовленных запасов, м.; Вп — ширина призмы обрушения, м.; mрасстояние от ЛЭП до кромке проезжей части дороги, м.

м.

Схема забоя добычного экскаватора представлена на рисунке 3.1.

Рисунок 3.1 — Схема забоя добычного экскаватора ЭРП — 2500

4. Вскрышные работы

В этом разделе подбираем два конкурентно способных варианта технологических схем. Производим их экономическое сравнение и выбираем один оптимальный.

1 вариант — технологическая схема с использованием драглайна ЭШ-25/120, установленного на кровле вскрышного уступа.

2 вариант — технологическая схема с перевалкой пород в выработанное пространство с использованием экскаваторов ЭШ — 25/100 и ЭШ — 10/70.Все параметры технологической схемы рассчитываются графически.

Технологическая схема с перевалкой пород в выработанное пространство (вариант 1)

Применяем экскаватор ЭШ- 25/120.

Угол откоса вскрышного уступа — 60 град Так как крепость пород f = 2, то БВР не применяется.

Коэффициент разрыхления в отвале Кр=1,2

Проверка экскаватора ЭШ- 25/120 по основным конструктивным размерам

(4.1)

где — угол откоса отвала, град.

м По максимальному радиусу разгрузки:

(4.2)

где В — расстояние от оси хода экскаватора до верхней бровки вскрышного уступа, м.;

(4.3)

где Шх.э. — ширина хода экскаватора, м.; вп — берма безопасности, м.

м (4.4)

м где — угол откоса вскрышного уступа, град.;

— берма безопасности, м.;

— угол откоса добычного уступа, град.;

Б — ширина транспортной полосы, м.;

Н0 — высота отвала, м.

(4.5)

м.

Данная схема проходит по Rр, т.к. 118<120м.

Годовая производительность экскаватора ЭШ- 25/120

(4.6)

где Qэ.см. — сменная производительность драглайна, м3;

nсм — число рабочих смен в течение суток, ед;

Nраб — число рабочих дней экскаватора, в течение года, сут.

м3

Парк, вскрышных экскаваторов

ед (4.7)

Длина экскаваторного блока

(4.8)

где Lф — длина фронта работ, м.

м Технологическая схема с перевалкой пород в выработанное пространство (вариант 2)

Применяем экскаваторы ЭШ — 25/100 и ЭШ 10/70.

Угол откоса вскрышного уступа — 60 град Вскрышные породы — глина, суглинок.

Так как крепость пород f = 2, то БВР не применяется.

Коэффициент разрыхления в отвале Кр=1,2

Проверка экскаватора ЭШ- 25/100 по основным конструктивным размерам

(4.9)

где — угол откоса отвала, град.

м По максимальному радиусу разгрузки

(4.10)

где В — расстояние от оси хода экскаватора до верхней бровки вскрышного уступа, м.;

(4.11)

где Шх.э. — ширина хода экскаватора, м.;

вп — берма безопасности, м.

м (4.12)

м гдеугол откоса вскрышного уступа, град.;

— берма безопасности, м.;

— угол откоса добычного уступа, град.;

Б — ширина транспортной полосы, м.;

Н0 — высота отвала, м.;

(4.13)

м.

Данная схема проходит по Rр, т.к. 100>96м.

Годовая производительность экскаватора ЭШ- 25/100

(4.14)

где Qэ.см. — сменная производительность драглайна, м3;

nсм — число рабочих смен в течение суток, ед;

Nраб — число рабочих дней экскаватора, в течение года, сут.

м3

Парк, вскрышных экскаваторов

ед (4.15)

Годовая производительность экскаватора ЭШ — 10/70

(4.16)

м3

Парк, вскрышных экскаваторов

ед (4.17)

Длина экскаваторного блока

(4.18)

где Lфдлина фронта работ, м.

м.

5. Горно-капитальные работы

Подготовка поверхности и осушения месторождения, выполненные полностью или частично, позволяют приступить к горно-капитальным работам. К ним относят работы по удалению покрывающих пород, созданию капитальных разрезных траншей и котлованов, а так же насыпей, которые позволяют начать систематичное производство вскрышных и добычных работ в строгом соответствии с проектом.

Схема проходки (вариант 1)

Породную разрезную траншею отрабатывают драглайном ЭШ-25/120 с размещением породы на обоих бортах, добычная разрезная траншея — добычным экскаватором с использованием железнодорожного транспорта.

Минимальная ширина траншеи по дну Вmin = 8 м [4, таб. 2.5];

Необходимая ширина породной траншеи по дну

Шп = в + h (ctg + ctg) + Б + А + Е, м. (5.1)

где Е — расстояние между нижними бровками не рабочего борта траншеи и первой отвальной заходки, м.;

Е = 0,5(H + h)(ctg — ctg) = 0,5(30 + 20)(ctg37 — ctg60) = 18 (5.2)

Шп = 6 + 30(ctg70 + ctg60) + 6,5 + 50 + 18 = 109 м.

Объем породной разрезной траншеи м3 (5.3)

Объем добычной разрезной траншеи

м3 (5.4)

где Lр — длина добычного фронта (она на 10−20% меньше Lф), м.;

Шд — ширина добычной траншеи по дну, м.

Шд = Б + А + Е = 6,5 + 50 + 18 = 74,5 (5.5)

м3

Объем работ по разносу вскрышных уступов

Vр = Vр", м3 (5.6)

где Vр" — объем работ по выемке первой заходки для создания необходимого опережения между вскрышным и добычным экскаватором, м3.

(5.7)

Объем вскрышной траншеи

м3 (5.8)

где Вт — ширина траншеи по дну при ж/д транспорта, м;

руководящий уклон.

м3

Общий объем горно-капитальных работ

Vгкр = Vв. т + Vр. в + Vр. д + Vр = 23 970 817 + 11 368 845 + 4 540 647 + 4 500 000 = 44 380 309м3 (5.9)

Длительность выполнения Г. К.Р. (5.10)

Длина вскрышной траншеи

Lв.т=м. (5.11)

Схема проходки (вариант 2)

Породную разрезную траншею отрабатывают драглайном ЭШ-25/100 с размещением породы на обоих бортах, добычная разрезная траншеядобычным экскаватором с использованием железнодорожного транспорта.

Параметры добычной и разрезной траншей аналогичны схеме по первому варианту. Длительность выполнения Г. К.Р.

Длина вскрышной траншеи

Lв.т=м.

6. Технико-экономическое сравнение вариантов

Рассчитаем дополнительные затраты при комбинированной системе, связанные с приобретением и содержанием ж.д. транспорта и дорог.

Общая протяженность транспортных коммуникаций

L = (L1 + L2) nэ = (2 + 5)*2 = 14 км. (6.1)

где L1 — длина стационарных путей, км;

L2 -длина временных забойных путей, км; nэ — число экскаваторов.

Тип верхнего строения пути: рельсы Р-65; шпалы деревянные; баласт-щебень; количество шпал на 1 км. пути — 2000 шт.; опора стационарной контактной сети — железобетонная.

Стоимость строительства ж.д. путей:

(6.2)

где LПК, LПС — протяженность стационарных ж.д. путей в карьере и на поверхности, км;

СПК, СПС — стоимость строительства 1 км стационарных ж.д. путей в карьере и на поверхности [3. Табл. 8.4.]

LПЗ — протяженность передвижных ж.д. путей в карьере, км;

СПЗ — стоимость строительства 1 км передвижных ж.д. путей [3. Табл. 8.4.], руб.;

nОТ — количество отвальных тупиков, ед;

LОТ-длина отвального тупика, км;

КСП = 92 900*1,3 + 115 500*0,7 + 80100(5 + 2*1,2) = 794 360 руб.

Стоимость строительства контактной сети

(6.3)

где ССК — стоимость строительства постоянной контактной сети на 1 км ж.д. пути [3.Табл. 8.4.], руб.;

СПК — стоимость строительств передвижной контактной сети на 1 км ж.д. пути [3. Табл. 8.4.], руб.;

КСК = 9600(1,3 + 0,7) + 4500(5 + 2*1,2) = 52 500 руб.

Годовой объем работ по перемещению ж.д. путей:

(6.4)

где КРО — коэффициент остаточного разрыхления пород в отвале;

С — шаг перемещения ж.д. путей на отвале, м;

А — ширина, экскаваторной заходки, м.

(6.5)

км Парк оборудования, занятого на планировке и перемещении ж.д. путей в карьере

(6.6)

(6.7)

где КИНВ = 1,4 — коэффициент, учитывающий количество бульдозеров, находящихся в ремонте и резерве;

nСМ = 1- количество рабочих смен планировочного и путепереукладочного оборудования в течении суток, ед;

ППЛ — сменная производительность оборудования на планировке трассы [3 табл. 4.5], м;

КРС= 1,33 — коэффициент резерва кранового оборудования;

ПС — сменная производительность оборудования на перемещение ж.д. путей [3 табл. 4.5], м.

ед, ед.

На планировке земельного полотна с уборкой валунов и очисткой применяется бульдозер Д-572С.

На переукладке пути применяется тракторный переукладчик на шаг 30 метров и — ТПП-12.5.

Таблица 6.1 — Оборудование, применяемое для ремонта и содержания путей и контактной сети

Капитальные затраты на приобретение машин и механизмов для ремонта, содержания и перемещения ж.д. путей и контактной сети КРО = 1*6970 + 2*5520 + 4*4280 + 2*20 900 + 2*18 320 + 2*7050 + 2*38 660 + 1*49 650 + 2*5140 + 1*5390 = 270 310 руб.

Таблица 6.2 — Стоимость сооружений и устройств тягового и ремонтного хозяйства

Общие капитальные затраты на транспортные и отвальные работы:

КТО = КТ + КО + КСП + КСК + КРО + КПП (6.8)

где КТ, КО — капитальные затраты на транспортное и отвальное оборудование, руб;

КПП — капитальные затраты на приобретение машин и механизмов для ремонта, содержания и перемещения ж.д. путей и контактной сети, руб;

КТО = 5 974 100 + 1 000 800 + 794 360 + 52 500 + 270 310 + 515 800 = 8 704 250 руб.

Годовой пробег подвижного состава

(6.9)

где КИ = 0,9 — коэффициент использования подвижного состава во времени в течение смены;

ТОБ — время оборота подвижного состава;

NРЕМ — простой подвижного состава в планово-предупредительных ремонтах за год, сутки.

Годовые эксплуатационные расходы на подвижной состав без учета стоимости электроэнергии

(6.10)

где ЗПОСТ — годовые постоянные эксплуатационные расходы [4. Табл. 9.25], руб.;

З’ПЕР — переменные эксплуатационные расходы на 1 час календарного времени [4. Табл. 9.25], руб.;

З''ПЕР — переменные эксплуатационные расходы на 1000 км пробега [4. Табл. 9.25], руб.;

ЗД — годовые эксплуатационные расходы на вагоны, руб.

руб.

Затраты на передвижку путей и контактной сети

ЗПК = LПП*ЗПП = 24*1640 = 39 360 руб. (6.11)

где ЗПП — стоимость перемещения 1 км ж.д. путей [3 табл. 8.6], руб;

Стоимость годового содержания и ремонта ж.д. путей ЗОП = LПЗЗЗП + LПКЗКП + LПСЗСП (6.12)

где ЗЗП, ЗКП, ЗСП — стоимость годового содержания 1 км забойных и постоянных путей в карьере и на поверхности [3 таблица 8.13], руб.;

ЗОП = 5*5210 + 1,3*3800 + 0,7*4510 = 34 147 руб.

Затраты на содержание и ремонт контактной сети ЗОК = (LПС + LПК) ЗКП + LПЗЗКЗ = (0,7 + 1,3)*1150 + 5*1320 = 8900 руб. (6.13)

где ЗКП, ЗКЗ — стоимость годового содержания и ремонта 1 км контактной сети на постоянных и передвижных путях [3 табл. 8.5], руб.;

Годовые эксплуатационные затраты на оборудование для ремонта и технического обслуживания транспортных коммуникаций:

(6.14)

где ЗПОСТ — постоянные годовые эксплуатационные расходы по i-ому виду оборудования [3 табл. 8.9], руб;

NМ — парк машин и механизмов i-ого вида, ед;

КИР =0,75 — коэффициент использования оборудования во времени.

Аналогично находим годовые эксплуатационные затраты на комплект оборудования для перемещения ж.д. путей Суммарная стоимость годового содержания сооружений и устройств тягового гаражного и ремонтного хозяйства ЗГ = 36 000 + 3500 + 6500 + 31 200 + 14 000 + 18 000 = 109 200 руб.

Вычислим общие годовые эксплуатационные затраты на транспортирование и отвальные работы:

З = 4 729 332,3 + 39 360 + 34 147 + 8900 + 13 035 297,6 + 7 032 423 + 109 200 = 13 256 659руб

Эксплуатационные затраты на вскрышные экскаваторы:

(6.15)

где СЭЭ — затраты на электроэнергию, руб.

Общие эксплуатационные затраты для бестранспортной технологической схемы № 1

ЗОБ = ЗГ + З + ЗЭШ = 109 200 + 13 256 659 + 1 392 700 = 14 758 559 руб. (6.16)

То же по схеме № 2

Расчет приведенных затрат

(6.17)

где Сi — себестоимость продукции i-го варианта;

ЕН =0,15- нормативный коэффициент;

Кi — капитальные вложения для iго варианта.

Бестранспортная технологическая схема № 1.

ЗПР = 14 758 599 + 0,15*106 000 000 = 24 120 560 руб.

Бестранспортная технологическая схема № 2.

ЗПР = 8 220 560 + 0,15*88 704 250 = 66 042 465 руб.

Экономическое обоснование статических горно-экономических задач

Технико-экономические (горно-экономические) задачи проектирования планирования и управления горного производства, в которых может быть получен ряд решений, отвечающих всем основным условиям и ограничениям, но отличающихся по экономическим результатам, принято считать оптимизационными. Их решают методом сравнения технически возможных вариантов, выбирая наилучший из них по принятым критериям оценки. Для статических задач приемлемы простые методы оценки основанные на расчете простой нормы прибыли и срока окупаемости. Простая норма прибыли представляет отношение чистой прибыли за какой-либо промежуток времени (обычно за год) к общему объему инвестиций. Чистая прибыль равна балансовой прибыли (совокупному доходу) за вычетом налога на прибыль.

(6.18)

где Пч — чистая годовая прибыль, руб;

К — общий объем инвестиций, руб.

Расчет срока окупаемости инвестиций заключается в определении необходимого для возмещения инвестиций периода времени, в течение которого ожидается возврат вложенных средств за счет получаемых доходов.

(6.19)

В таблице 6.3 сведены расчеты по определению чистой прибыли рассматриваемых вариантов технологических схем.

Таблица 6.3 — Определение чистой прибыли

Из выше рассмотренных вариантов технологических схем принимается схема с наибольшим значением простой нормы прибыли и наименьшим сроком окупаемости.

К дальнейшему применению рекомендуется бестранспортная схема с применением на вскрыше экскаватора ЭШ-25/120 и на добыче ЭРП — 2500 т. Простая норма прибыли и срок окупаемости данного варианта выше.

7. Планирование и организация вскрышных и добычных работ

Схема отработки блока с рабочим ходом в одном направлении и холостым перегоном.

Расстояние по фронту между вскрышным и добычным экскаваторами

по требованию правил безопасности

LО = RРД. МАХ + RРВ. МАХ + lЗАБ (7.1)

где RРД. МАХ, RРВ. МАХ — соответственно радиусы разгрузки добычного и вскрышного экскаваторов, м;

LЗАБ — величина заброса ковша драглайна, м.

LО = 27 + 120 + 20 = 167 м.

по обеспеченности подготовленными запасами полезного ископаемого

(7.2)

где NЗ — норматив обеспеченности запасами, мес;

КN — коэффициент извлечения полезного ископаемого из недр.

м.

Затраты времени на отработку заходок

(7.3)

(7.4)

Продолжительность простоев в торцах экскаватора вскрышного

(7.6)

добычного:

(7.7)

Затраты времени на холостой перегон экскаваторов вскрышного:

(7.8)

добычного:

где VЭ — рабочая скорость передвижения экскаватора, м/сут;

LПК — расстояние между пунктами переключения кабеля [2 табл.3.13], м;

tПК = 0,125- время на переключение кабеля, сут.

месторождение карьер забой экскаватор Рис. 7.1 — Планограмма производства горных работ одним блоком с холостым перегоном экскаваторов

Заключение

В результате выполненных расчетов по разработке угольного месторождения «Приозерное», основы технологии разработки можно сформулировать в следующих положениях.

Расчет велся по двум технологическим схемам:

1. Технологическая схема с перевалкой пород в выработанное пространство с использованием драглайна ЭШ-25/120, установленного на подуступе.

2. Технологическая схема с использованием ЭШ — 25/100 и ЭШ — 10/70 для перевалки пород в выработанное пространство.

В результате была выбрана технологическая схема с отработкой вскрышного уступа драглайном ЭШ-25/120 и отработки угольной толщи роторным экскаватором ЭРП — 2500.

Сравнение и выбор рационального варианта велись на основе расчета критериев экономической оценки в статических задачах.

1. Синьчковский В. Н., Медведев М. Л. Практикум по курсу «Процесс открытых горных работ»: Учеб. пособие — Красноярск: / КПИ 1981. 53 с.

2. Синьчковский В. Н., Капустин В. П., Вокин В. Н. Практикум по курсу «Открытые горные работы». Красноярск: 1990. 108 с.

3. Синьчковский В. Н. Практикум по курсу «Процессы открытых горных работ» / КИЦМ. Красноярск: 1986. 90 с.

4. Мельников В. Н. «Краткий справочник по открытым горным работам» — Москва-недра, 1982. 414 с.

5. Ржевский В. В. «Открытые горные работы» часть 1. Учебник для ВУЗов — 3-е изд., перераб. и доп. — Москва — Недра, 1978. 547 с.

6. Ржевский В. В. «Открытые горные работы» часть 2. Учебник для ВУЗов — 4-е изд., перераб. и доп. — Москва — Недра, 1985. 509 с.

7. Мельников В. Н. Справочник ОГР. 1994. 590 с.