Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

книги из ГПНТБ / Егурнов, Г. П. Выбор оптимальной мощности угольных и железорудных карьеров

.pdf
Скачиваний:
10
Добавлен:
21.10.2023
Размер:
9.21 Mб
Скачать

Почти во всех случаях при использовании всех отечественных комплексов при установке их на кровле пласта полезного ископа­ емого наибольшая высота отрабатываемого в отвал породного уступа определяется высотой черпания экскаватора Яч и только при ширине заходки более 50 м лимитируется высотой разгрузки отвалообразователя (в табл. 29 высота отвала, приведенная в скоб­ ках, рассчитана по формуле (ПО) исходя из условия Я = ЯЧ и по условиям указанного выше неравенства). Например, для экскава­ торов ЭРШР-1600 и ЭРШР-2600 при максимально возможной для этих машин ширине заходки 90 и 100 м высота отвала Я0, рассчи­ танная по формуле (ПО) для условия Я = ЯЧ, больше возможной по высоте разгрузки отвалообразователя (показана в табл. 29 в скобках).

При установке отвалообразователя на почве пласта высота по­ родного уступа, отрабатываемого в отвал, в большинстве рассмот­ ренных случаев определяется высотой разгрузки последнего (воз­

можная высота отвала,

рассчитанная по условиям

неравенства

Я0^ Я р — 1\, приведена

в табл. 29 в скобках). Даже

при ширине

заходки 30 м для всех комплексов высота отвала при высоте по­ родного уступа (при условии Я = ЯЧ), вычисленная по формуле (ПО), превышает предельно возможную высоту отвала, получен­ ную по условиям указанного выше неравенства (см. данные табл. 29 в скобках).

Следовательно, при транспортно-отвальных системах разра­ ботки максимально возможная высота отрабатываемого в отвал породного уступа, равная высоте черпания роторного экскаватора, может быть получена за счет уменьшения ширины вскрышной за­ ходки.

При уменьшении ширины заходки будет увеличиваться высота отрабатываемого в отвал породного уступа, что приведет к сокра­ щению объемов вскрыши, отрабатываемой по транспортной си­ стеме (при постоянной мощности покрывающих пород). Но вместе с тем с уменьшением ширины заходки и увеличением высоты уступа производительность роторных экскаваторов будет уменьшаться.

С учетом этих соображений, а также данных табл. 29 опреде­ лим экономическую эффективность увеличения высоты уступа за счет уменьшения ширины заходки, отрабатываемой с помощью отвалообразователя.

Для отработки уступа высотой 40 м экскаватором ЭРГ-1600 и высотой 50 м экскаватором ЭРШР-2600 необходимо, как это сле­ дует из данных табл. 29, вскрышные породы разрабатывать при ширине заходки соответственно 30 и 50 м (при А = 5 м и установке отвалообразователя на кровле пласта). При максимально возмож­ ной для этих моделей экскаваторов ширине заходки 50 и 100 м высота отрабатываемого в отвал породного уступа составляет со­ ответственно 30 и 40 м.

Снижение (или повышение) стоимости выемки 1 м3 вскрыши при увеличении высоты нижнего породного уступа, отрабатываемого

105

в отвал, может быть определено из выражения

 

Д£>В

Св

Cq ТПСВ. T0-f-

Т Ру^В. ТО»

(112)

где С' — стоимость

1

м3 вскрыши при

увеличенной высоте уступа,

равной высоте черпания экскаватора; С" — то же, при максималь­ ной ширине заходки; гр — часть породного уступа по высоте, отра­

батываемого по

транспортно-отвальной системе (для экскаватора

30

т)1

40

ЭРГ-1600---- —

= 0,75, для экскаватора ЭРШ Р-----r]i=0,8);

ip — то же, отрабатываемого по транспортной системе (для экска­

ватора

ЭРГ-1600---- г]2= 0,25;

для экскаватора ЭРШР-2600 —

10

 

Св. то и Св. т-—себестоимость 1 м3 вскрыши при отра-

—— г]2 = 0,20);

DU

уступа

соответственно

с помощью

отвалообразователя и

ботке

транспортных средств; ру — коэффициент,

учитывающий снижение

производительности экскаватора за счет увеличения высоты уступа и уменьшения ширины заходки (для рассматриваемых моделей экскаваторов величина его, определенная по графикам рис. 41, со­ ставляет 1,17 и 1,14).

•Для большей объективности расчетов воспользуемся значениями этих величин по данным А. С. Красникова [25], согласно которым для рассматриваемых моделей экскаваторов стоимость 1 м3 вскрыши при работе их с использованием ленточных конвейеров примерно в два раза выше, чем с помощью отвалообразователя, т. е. Сцт= 2Св. то-

Подставляя в формулу (112) значения показателей, определим снижение стоимости вскрыши при увеличении высоты породного уступа:

для экскаватора ЭРГ-1600

ДСВ=0,75СВ. ТО+0,25 • 2СВ. ТО-1,17 С В. ТО=0,08СВ. ТО;

для экскаватора ЭРШР-2600

ДСВ=0,8С В. То+0,2 • 2 • Св то—1,14СВ. ТО=0,06СВ. т0.

Следовательно, разработку месторождений с применением ро­ торных экскаваторов и консольных отвалообразователей целесооб­ разнее всего производить с максимально возможной по параметрам выемочных комплексов высотой породного уступа.

Добычные работы при применении консольных отвалообразователей

Организация добычных работ при применении консольных отва­ лообразователей в значительной степени аналогична ранее рассмот­ ренной организации работ с непосредственной переэкскавацией по­ роды в отвал с той лишь разницей, что в этом случае возможна отработка поля с одним выездом, расположенным обычно в одном из торцов карьерного поля. Кроме того, ширина заходки может до­ стигать больших размеров (50 м и более).

ВЫБОР ОСНОВНЫХ ПАРАМЕТРОВ, ОПРЕДЕЛЯЮЩИХ ВЕЛИЧИНУ ПРОИЗВОДСТВЕННОЙ МОЩНОСТИ КАРЬЕРА

§ 1. Общие положения

Производственная мощность карьера оказывает значительное влияние на эффективность его работы. Как правило, с увеличением производственной мощности технико-экономические показатели раз­ работки месторождения улучшаются: повышается производитель­ ность труда, снижается стоимость ведения работ и улучшается использование основных фондов. Улучшение использования послед­ них достигается как за счет применения более мощного оборудова­ ния, так и увеличения интенсивности разработки карьерных по­ лей— объемы капитальных затрат не прямо пропорциональны про­ изводственной мощности карьера и при ее увеличении возрастают медленнее, чем объемы добычи, что приводит к снижению фондоем­ кости и повышению фондоотдачи.

Научное обоснование производственной мощности карьера явля­ ется важной задачей проектирования, но, вероятно, ввиду большой

еесложности она недостаточно разработана в горной науке.

Впрактике проектирования и в исследованиях по этому вопросу

можно отметить три основных направления:

1) установление производственной мощности карьера по утверж­ денным соответствующими ведомствами типовым мощностям пред­ приятий исходя, например, из наименьших сроков их службы;

' 2) определение производственной мощности карьера на основа­ нии технико-экономического сравнения возможных вариантов;

3) исследование суммарных затрат на добычу полезного иско­ паемого и на этой основе нахождение оптимальной производствен­ ной мощности карьера (составление математической модели и ее

оптимизация на ЭВМ).

Так, по материалам Гипроруды [8] рекомендуются следующие наименьшие сроки службы карьера: при годовой производственной мощности до 2 млн. т — 15—20 лет, 2—5 млн. т — 20—25 лет, 5— 10 млн. т — 25—35 лет, более 10 млн. т — не менее 40 лет.

Производственная мощность карьера зависит от многих факто­ ров: от горно-геологических условий месторождения, его размеров в плане, запасов полезного ископаемого в контурах участка карь­ ерного поля, мощности обогатительных и дробильно-сортировочных

107

фабрик, потребности в добываемом сырье и др. Конечно, производ­ ственная мощность карьера зависит от запасов карьерного поля, как это отмечено в работе [8], но это только один из многих фак­ торов, оказывающих влияние на производственную мощность гор­ ного предприятия. Поэтому определять величину последнего только запасами отрабатываемого месторождения и не учитывать других факторов (угла падения пласта, длины карьерного поля, применяе­ мых систем разработки и горнотранспортного оборудования), ко­ торые часто оказывают гораздо более существенное влияние на производственную мощность карьера, чем объемы запасов по­ лезного ископаемого в контурах карьерного поля, не совсем пра­

вильно.

В нормах технологического проектирования угольных предприя­ тий [46] указывается, что проектную мощность карьера необходимо устанавливать на основании технико-экономического сравнения воз­ можных вариантов, причем полученные результаты^ желательно округлять и приводить к ряду оптимальных мощностей, утвержден­ ных совместно решением быв. Госкомитета по топливной прсшышленности, быв. Госэкономсовета СССР, Госплана и Госстроя СССР

от 10 июля 1962 г., а именно: 10; 15; 20; 30; 40; 80 и 100 тыс. т

в сутки.

За последние годы в ИГД им. А. А. Скочинского под руковод­ ством акад. Н. В. Мельникова, в МГИ под руководством чл.-корр. АН СССР В. В. Ржевского и в «Центрогипрошахте» под руковод­ ством проф. К. К. Кузнецова было выполнено несколько работ по оптимизации производственной мощности карьера с помощью элек­ тронно-вычислительных машин. Эти работы имеют большую теоре­

тическую и практическую ценность.

Применение ЭВМ для расчета производственной мощности карь еров, безусловно, прогрессивное и крайне важное направление в проектировании горных предприятий на современном этапе разви­ тия науки. При этом во много раз ускоряются расчеты, повышается их точность и увеличивается число вариантов сравнения. Но и этот метод сам по себе не может решить вопрос рационального выбора производственной мощности карьера. Это объясняется тем, что ЭВМ помогает только ускорить решение той или иной задачи, несли в основе построения математической модели допущены отдель­ ные нерациональные положения, то окончательный результат, даже

полученный с помощью ЭВМ, не будет оптимальным.

В направлениях проектирования производственной мощности карьеров с недостаточной степенью учитывается такой важный фак­ тор, как обеспечение высокой интенсивности отработки карьерного поля. Кроме того, в них имеет место субъективный фактор в на­ значении производственной мощности будущего карьера, которая

затем исследуется на минимум затрат.

Следовательно, при проектировании оптимальной производст­ венной мощности карьера необходимо исходить из положений, ко­ торые обеспечивали бы:

108

1) максимальную интенсивность отработки карьерного поля, ра­ циональную скорость подвигания (или понижения) фронта горных

работ; 2) наилучшие технико-экономические показатели работы карь­

ера (максимальную производительность труда и минимальную се­ бестоимость выемки 1 м3 горной массы) и высокое использование капиталовложений (наименьшую величину удельных капитальных затрат на 1 т годовой добычи).

Воснове первого положения предусматривается наиболее пол­ ное использование природных ресурсов путем высокой интенсифи­ кации разработки (извлечение наибольших объемов полезного ископаемого с единицы длины фронта работ). Это достигается уста­ новлением рациональной удельной длины фронта горных работ (приходящейся на один экскаватор или выемочный комплекс), ра­ циональных параметров экскаваторного забоя и применением наи­ более эффективных схем работы на уступе.

Воснове второго положения предусматривается применение та­

ких типов и моделей горнотранспортных машин, которые в наи­ большей степени соответствовали бы природным условиям разра­ батываемого месторождения, и выбор производственной мощности карьера (или размеров карьерного поля)ц которая обеспечивала бы высокую интенсивность отработки при высоких технико-экономичес­

ких показателях работы карьера.

Такая постановка вопроса, на наш взгляд, в наибольшей сте­ пени соответствует решениям партии и правительства о дальней­ шем улучшении проектирования и планирования и задачам, пос­ тавленным в Директивах XXIV съезда КПСС в отношении повыше­ ния использования ресурсов производства, увеличения отдачи основных фондов и капиталовложений и улучшения технико-эконо­ мических показателей работы горных предприятий.

§ 2. Длина фронта горных работ на один экскаватор или выемочный комплекс

Длина фронта работ на один экскаватор относится к числу основных параметров карьера, определяющих его производствен­ ную мощность и технико-экономические показатели. Производствен­ ная мощность карьера прямо пропорциональна числу экскаваторов, которые можно установить на уступе; себестоимость выемки 1 м3 горной массы зависит от длины фронта горных работ на уступе. Большая длина фронта вызывает разбросанность работ, снижает темпы отработки месторождения и производственную мощность карьера; малая длина приводит к усложнению организации работ и часто к увеличению стоимости выемки 1 м3 горной массы. Как влияет удельная длина фронта горных работ на себестоимость выемки 1 м3 горной массы, в каких интервалах она может изме­ няться, чтобы не нарушалась нормальная работа экскаваторов и средств транспорта на уступе и в то же время чтобы технико­

109

экономические показатели работы были бы наиболее высокими? Ответы на эти вопросы, по-видимому, могут быть получены в ре­ зультате исследования' факторов, влияющих на величину удельного фронта работ, и анализа зависимости себестоимости выемки 1 м3

горной массы от этой величины.

В общем случае длина фронта работ, приходящаяся на один экскаватор, является функцией многих факторов: типа экскаватора, режима его работы, крепости разрабатываемых пород, схемы путе­ вого развития на уступе, вида транспортных средств, системы раз­ работки месторождения, условий и формы залегания полезного

ископаемого и его мощности и др.

Определим значения удельного фронта работ для наиболее ха­ рактерных на угольных и рудных карьерах случаев отработки усту­

пов.

При разработке уступа одноковшовыми экскаваторами — меха­ ническими лопатами с применением средств ж.-д. транспорта мини­ мальная длина блока £бл. mm определяется из условия обеспечения нормальной работы транспорта на уступе; работу экскаваторов при погрузке горной массы в ж.-д. составы возможно осуществлять по одной из схем путевого развития (см. рис. 8, 11 и 12).

При разработке экскаваторов по схемам № 1 и 3 (см. рис. 8) нормальная работа на уступе возможна, если длина блока, разра­ батываемого одним экскаватором, будет не меньше длины 2,5—3 составов [9, 39, 40, 52], необходимой для независимого обмена со­ ставов в смежных блоках. Длина состава определяется типом ло­ комотива, вагона, величиной руководящего подъема и для совре­ менных видов транспортных средств колеблется от 150 до 200 м.

При работе по схеме № 2 (см. рис. 8) минимальная длина блока дблжна превышать длину разминовки, которая определяется дли­ ной локомотивосостава и двух стрелочных переводов. Кроме того, переукладку разминовки в целях устранения простоев экскаватора необходимо производить в общевыходные дни, что обусловливает увеличение минимальной длины блока на длину фронта работ /з, обеспечивающее шестидневную работу экскаватора (или кратное

ему).

Расстояние /з определяется сменной нормой выработки Нв выемоч­ ной машины и ее режимом работы (числом смен работы в сутки нСм) • Для данного типа экскаватора эта величина постоянна и мо­ жет быть определена из выражения

/3=

Нв% :-~ > м,

(113)

где Яв — норма выработки

машины, м3; А — ширина

заходки, м;

Н — высота уступа, м.

Тогда минимальная длина блока для схемы № 2 будет

Абл. mIn=(150 200)+2 4 0 + /3,

(114)

где 40 м — длина стрелочного перевода.

110

При разработке крепких пород, требующих предварительного рыхления, бесперебойная работа экскаваторов возможна при доста­ точных запасах взорванной горной массы.

Обеспеченность взорванной горной массой в зависимости от свойств разрабатываемых пород рекомендуется принимать в объе­ мах от шестидо тридцатидневного запаса [9, 40, 52]. Для лучшей организации буровзрывных и экскаваторных работ целесообразно блок разбивать на три части — взорванную, вынимаемую и обуриваемую. Учитывая сказанное выше, Е б л . min можно определять из выражения

 

2Нвпш (6-*-30)

м.

(115)

L бл. min

АН

 

 

 

Приведенные выше рассуждения и математические зависимости (114) и (115) позволяют определить значения минимальной длины блока для наиболее распространенных на карьерах типов экскава­ торов (табл. 30).

Т а б л и ц а 30

Минимальная длина фронта горных работ на один экскаватор, м, при использовании средств ж.-д. транспорта

 

По условиям

обеспечения

 

нормальной работы транспорта

взорванной горной массой

 

 

Экскаватор

 

 

 

схемы № 1 и 3

схемы № 2, 4 и 5

шестидневного

двенадцатиднев-

запаса

иого запаса

ЭКГ-3,2

500-600

440

320

640

ЭКГ-4,6

500-600

470

390

780

ЭКГ-8

500-600

435

310

620

П р и м е ч а н и е .

Значения

Н в взяты из ЕНВ для

условий: породы — III

категории,

тип электровоза — ЕЛ-1, тип

думпкара — 60-тонный,

число смен работы

экскаватора

в сутки — 3.

 

 

 

 

Минимальная длина фронта горных работ, приходящаяся на один экскаватор, для рассматриваемого случая определяется схе­ мой его работы на уступе, производительностью (величиной емко­ сти ковша) и крепостью разрабатываемых пород.

Если принять обеспеченность взорванной горной массой в объ­ емах шестидневного запаса, то минимальная длина фронта работ для применяемых в настоящее время экскаваторов будет опреде­ ляться схемой путевого развития на уступе. В зависимости от схемы работы она будет находиться в пределах 435—600 м.

Для установления оптимальной или рациональной длины фронта горных работ, при которой себестоимость выемки 1 м3 горной массы будет минимальной, рассмотрим влияние длины фронта работ в пределах уступа на себестоимость выемки 1 м3 горной массы.

111

Себестоимость выемки 1 м3 горной массы Сгм для рассматри­ ваемого случая будет складываться из затрат на экскавацию щ, затрат на передвижку и текущее содержание забойных путей и стрелочных переводов, разминовок и путей с2, на их амортизацию с3, на буровзрывные работы с4, на транспортирование (в пределах уступа) Съ и величины срв, учитывающей приведенные капитальные вложения.

Влияние первых трех слагаемых на величину себестоимости вы­ емки 1 м3 горной массы для различных технологических схем ра­ боты экскаваторов на уступе было исследовано выше (см. § 1 главы II), где было установлено, что для всех схем развития путей на уступе с увеличением длины фронта работ сумма затрат щ,

с2 и

Сз

будет

также возрас­

тать.

 

 

 

 

 

 

При выводе уравнений себе­

стоимости

выемки

1

м3 горной

массы не были учтены простои

экскаваторов

во

время' пере­

движки ж.-д. путей, потери вре­

мени

при

врезке

в новую за­

ходку и отработке торцов карь­

ера. Общеизвестно, что удель­

ная

величина

этих

простоев,

приходящаяся

на

1 м3 горной

Рис. 43. Схема отработки торцов карьера массы,

будет

возрастать С

уменьшением

длины

фронта

горных работ. Для определения влияния указанных выше факто­ ров на стоимость выемки рассмотрим организацию работ при отработке торцов карьера, врезке экскаватора в новую заходку и передвижке ж.-д. путей на уступе.

О т р а б о т к а т о р ц о в к а р ь е р а . Карьер наиболее целесооб­ разно отрабатывать по схеме (рис. 43), при которой ж.-д. путь в торце укладывается криволинейно и тем самым в конце фронта уступа образуется тупик. При работе экскаватора в этот тупик проталкивается поездной состав и тем самым обеспечивается нор­ мальная работа экскаватора, как это имеет место при обычной его работе во фронтальном забое. Следовательно, при рационально построенной технологии отработки производительность экскаватора при работе его в торце карьера снижаться практически не будет.

В р е з к а э к с к а в а т о р а в н о в у ю з а х о д к у . После того как экскаватор закончит отработку первой заходки по всему блоку, ж.-д. путь на участке врезки (рис. 44) переносят не непосредственно к нижней бровке уступа (или развала), как это будет сделано при отработке второй заходки, а на величину А — (2г hy ctg^ + 0,8). Затем экскаватор устанавливают в точке 1, которая находится от

забоя

на расстоянии

г — /гу ctg'ф + 0,8,

и

начинают разработку

уступа

в лоб забоя

(как это делается

при

проведении траншеи)

112

с погрузкой в составы нормальной емкости, постепенно передви­ гаясь в сторону уступа. Погрузка в составы, находящиеся на вре­ менном пути, продолжается до тех пор, пока расстояние от точки 1 установки экскаватора до середины ж.-д. путей не превысит ради­ уса разгрузки последнего. Экскаватор при этом переместится в то­ чку 2, расстояние которой от ж.-д. путей будет составлять Rp, а нижняя бровка уступа новой заходки будет находиться от перво­ начального положения уступа на расстоянии Rp— 2г+ /гу ctg-ф —

— 3,3 + R h . у.

Затем ж.-д. пути переносятся в их нормальное положение к ниж­ ней бровке уступа на расстояние не менее 2,5 м, а экскаватор

'

~

г б.рз

'

Рис. 44. Схема

врезки

экскаватора

в новую заходку

передвигается в сторону забоя в точку 3, отстоящую от оси путей на расстоянии не менее г + 2,5 и от нижней бровки новой заходки

г hy ctgo|) + 0,8.

Передвижка экскаватора в точку 3 возможна при соблюдении следующего условия:

r + 2 , 5 + r + + ctg ф +0,8 < R p+ R 4. у - 2r+ /zy ctg <|>- 3,3 + 2,5,

(116)

где 2,5 в правой части неравенства — это расстояние оси ж.-д. пу­ тей до нижней бровки уступа отвала (при несоблюдении условия указанного неравенства расстояние оси путей до бровки уступа может быть увеличено, так как его величина 2,5 м является мини­ мальной по требованиям правил безопасности).

После переноса путей экскаватор продолжает работу по врезке в новую заходку, перемещаясь вкрест забоя до точки 4, которая будет находиться от первоначального положения бровки уступа на расстоянии OJR4 .у, и грузит горную массу в составы нормальной

емкости.

Таким образом, рассмотренная организация работы позволяет ■осуществить врезку в новую заходку без заметного снижения про­ изводительности экскаватора по сравнению с обычной его работой

8 Заказ № 556

ИЗ

во фронтальном забое, так как во всех положениях он осуществ­ ляет погрузку в составы нормальной емкости.

Проверим, будет ли соблюдаться неравенство (116) для отечест­ венных моделей экскаваторов — механических лопат, применяемых в транспортных системах разработки с погрузкой в ж.-д. составы:

для экскаватора ЭКГ-3,2

 

 

 

2 • 5,25-1,85 • ctg45°+3,3 +

12,76 +

8,23 + 2 • 5,25+1,85Х

X ctg 45° —3,3 +

2,5;

11,95 +

13,39;

 

 

для экскаватора ЭКГ-4,6

 

 

 

2 • 5 ,2 5 -1 ,8 5 ctg4 5 °+ 3 ,3 < 12,65 +

9 ,0 4 - 2 ,0 4 - 2 • 5,25+

+ 1,85 ctg 4 5 °-3 ,3 +

2,5;

11,95 +

14,09;

 

для экскаватора ЭКГ-8

 

 

 

2 • 7 - 2 • ctg45°+ 3,3 + 15,5+11,7 —2 ,7 + 2 ctg45° —3 ,3 + 2,5;

15,3 +

16,4.

 

 

Как видно из приведенных расчетов, для всех моделей экска­ ваторов— механических лопат возможна рассмотренная выше схема врезки в новую заходку.

Следовательно, врезка в новую заходку сопряжена только с до­ полнительной переукладкой ж.-д. путей на длину, несколько боль­ шую длины состава (примерно 200 м), в промежуточное положение

(см. рис. 44)

и с простоями экскаватора в течение

времени, тре­

буемого на передвижку путей (примерно одна смена).

 

О р г а н и з а ц и я р а б о т по п е р е у к л а д к е ж .-д. п у т е й

на у с т у п е .

Если передвижка всех ж.-д. путей

на уступе не

приурачивается к общевыходному дню карьера или к месячным профилактическим ремонтам экскаватора, то последний будет про­ стаивать в зависимости от направления отработки предыдущей заходки (в сторону выезда или в сторону торца уступа), либо в те­ чение времени, необходимого для перемещения путей по всей длине фронта, либо в течение времени, когда производится передвижка на последних пикетах, где экскаватор дорабатывает заходку.

Первый случай имеет место при отработке заходки в направле­ нии торца карьера, второй — при работе к выездной траншее. В последнем случае можно осуществлять переукладку ж.-д. пути по мере отработки заходки, а затем, когда экскаватор отработает заходку полностью и произведет врезку в новую, пути передвигают на оставшейся длине фронта работ и соединяют их с путями выезд­

ной траншеи

(обычно это время длится не более одной смены).

Потери рабочего

времени экскаватора за счет врезки и пере­

движки ж.-д.

путей

составят (в расчете на две заходки) ПфР +

114

Соседние файлы в папке книги из ГПНТБ