Xreferat.com » Рефераты по геодезии » Проект вскрытия и разработки Кадали-Макитской террасы

Проект вскрытия и разработки Кадали-Макитской террасы

3.1.2).

Общие затраты на очистку полигона

Цоч = Vоч * Цд = 41888 * 17 = 712000 рублей;

где Цд – стоимость затрат на 1м3 для бульдозера ДЭТ-250, Цд = 17 рублей.


3.4.2 Способы подготовки многолетнемерзлых пород к выемке

В настоящем проекте предусматривается три способа подготовки многолетнемерзлых пород к выемке:

  • способ естественного оттаивания;

  • механический способ рыхления;

  • буровзрывной способ.

Подготовка многолетнемерзлых пород к выемке способом естественного оттаивания.

Естественное оттаивание мерзлых пород, основанное на регулировании теплового потока, выгодно отличается от других способов простотой организации работ, сравнительно малыми затратами и высокой интенсивность оттаивания.

В данном проекте этот способ не применяется из-за большой глубины россыпи.

Механический способ рыхление мерзлых пород можно применить только для

подготовки кондиционного пласта песков. Выемку осуществляют бульдозерно-рыхлительными агрегатами Т-500 на разработку всего объема песков, объем которого равен 1142400 м3.

Рыхление мерзлых пород ведется послойно взаимно перпендикулярными проходами (продольно-поперечное рыхление) на глубину 40см.

Рыхление многолетнемерзлых пород буровзрывным способом.

Подготовку массивов к выемке буровзрывным способом ведут на вскрыше торфов. Объем подготовки торфов к выемке буровзрывным способом в целом по россыпи составляет 10340080 м3, что соответствует 100% ному объему вскрыши. Разрушение массивов осуществляется массовыми взрывами скважинными зарядами.

Расчет параметров взрывных работ приведены в пункте 3.5.


3.5 Системы разработки

Высота вскрышного уступа определяется мощностью покрывающих пород.

Высота уступа по пескам определяется мощностью вынимаемого пласта.

Выбор системы разработки зависит от вида используемого оборудования, а для выбора оборудования определяются горно– геологические условия месторождения:

Средняя мощность песков, hп = 2.72 м;

Средняя мощность торфов, Hт = 23.54 м;

Ширина заходки Вп = 40 м;

Годовая производительность карьера А =2050 тыс. м3.

При вскрышных работах используется экскаватор ЭШ 15 /90А.

Для ведения добычных работ принимается экскаватор Като – 1500GV.

Выбор экскаватора Като – 1500GV обосновывается тем, что производительность экскаватора равняется производительности промприбора (208000 м3 = 205000 м3).

Ширина заходки вскрышного уступа определяется параметрами вскрышного экскаватора. Для экскаватора ЭШ 15 / 90А она составляет 40 метров. Ширина

заходки добычного экскаватора Като –1500 определяется по формуле:

Аз = 1.5 * Rч = 1.5 * 5.5 = 8.2 м:

где Rч – радиус черпания на уровне стояния экскаватора Като – 1500,

Rч = 5.5 м;

Угол откоса добычного уступа 70 градусов;

Угол откоса вскрышного уступа 60 градусов;

Угол откоса отвала 37 градусов;

Длина экскаваторного блока определяется длиной взрывного блока;

Скорость продвижения фронта горных работ определяется мощностью вскрышного уступа. С увеличением вскрышного уступа скорость продвижения фронта горных работ снижается.


Подготовку кондиционного пласта песков к выемке осуществляется бульдозерно – рыхлительными агрегатами Т – 500 на разработку всего объема песков, объем которого равен 1142400 м3.

Количество бульдозеров на рыхление

N р.пб = Vп / (Qрб * N) = 1142400 / 210 * 5 = 1 шт.

где Qрб - сезонная норма выработки бульдозера Т-500 на рыхление, Qрб = 210 тыс.м3 (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на рыхления песков в год.

Цр = Vд * Цт = 205000 * 27.5 = 5637500 рублей;

где Цт – стоимость затрат с1м3 для бульдозера Т-500, Цт = 27.5 рублей (смотри таблицу 3.1.2.40);

Vд – годовой объем добычи, Vд = 205000 м3

Рыхление мерзлых пород тяжелыми навесными рыхлителями ведут послойно взаимно перпендикулярными проходками на глубину 40 см.


После предварительного рыхления производится погрузка песков в автосамосвалы экскаватором Като –1500.

Количество экскаваторов на погрузку песков

Nэ = Vп / (QЭ * N) = 1142400 / 208 * 5 = 1 шт.

где Qрб - сезонная норма выработки экскаватора Като - 1500, Qэ = 208 тыс.м3 (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на погрузку песков экскаватором в год.

Цд = Vд * Цэ = 205000 * 4.7 = 963500 рублей;

где Цэ – стоимость затрат с1м3 для экскаватора Като - 1500, Цэ = 4.7 рублей

(смотри таблицу 3.1.2.33).


Погрузка песков экскаватором осуществляется в автосамосвалы

БелАЗ – 540А и транспортируют на обогатительную установку. Среднее расстояние транспортировки составляет 1 км. Разгрузка осуществляется на промплощадке обогатительной установки.

Необходимое количество автосамосвалов на добычу

Nа = Vп /( Qа * N) = 1142400 / (156600 * 5) = 2 шт.

где Qа - сезонная норма выработки автосамосвала , Qа =156600 м3

(смотри пункт 3.1.2);

Списочный состав автосамосвалов, с учетом машин находящихся в резерве определяется с учетом коэффициента технической готовности.

N = Nа / Кс = 2 / 0.8 = 3 штуки

где Кс - коэффициента технической готовности, Кс = (0.75 – 0.8)

Затраты на транспортирования песков автосамосвалами в год.

Цт = Vд * Ца = 205000 * 7.9 = 1619500 рублей;

где Ца –затраты транспортирования 1м3 для автосамосвалов БелАЗ – 540А,

Ца = 7.9 рублей (смотри таблицу 3.1.2.16);


После разгрузка автосамосвала на промплощадке обогатительной установки бульдозер Т –170 подает пески в бункер промприбора.

Необходимое количество бульдозеров на подачу песков в бункер промприбора.

Nп = Vп / (Qбт * N) = 1142400 / 180000 * 5 = 1 шт.

где Qбт - сезонная норма выработки бульдозера Т – 170, Qбт = 180 тыс.м3 (смотри пункт 3.1.2) ;

Затраты на подачу песков в бункер промприбора в год.

Цп = Vд * Цбт = 205000 * 14.9 = 3054500 рублей;

где Цбт – стоимость затрат с1м3 на подачу песков бульдозером Т-170 в бункер промприбора, Цбт = 14.9 рублей (смотри таблицу 3.1.2.21);


Затраты на обогащения песков промприбором ПКБШ – 100 в год составляет

2013848 рублей (смотри таблицу 3.1.2.6).

Общие затраты на добычу и переработку песков определяется суммированием всех технологических операций связанные с добычей полезного ископаемого.


Таблица 3.5.1 - Общие затраты на добычу и переработку песков.

Затраты

Оборудование

Объем, м3

Стоимость, руб.

Рыхление

Т- 500

205000 5637500
Погрузка

Като – 1500GV

205000 963500
Транспортирование БелАЗ – 540А 205000 1619500
Подача в бункер Т-170 205000 3054500
Обогащение ПКБШ - 100 205000 2013848
Всего

13288848

Таблица 3.5.2 - Расчет объемов работ и количества горного оборудования по его видам

Операции технологического цикла


Используемая техника


Объем,

м3


Количество,

шт.


Вскрыша торфов ЭШ 15 / 90А 10340080 1

складирование

гали

зфелей


ДЭТ- 250

Т-170

1364025

698006

666019


1

1

Механическое рыхление песков Т-500 1142400 1
Погрузка песков Като-1500 1142400 1
Подача песков бункер п/п

Т-170

1142400 1

Транспортировка пород

песков

БелАЗ-540А 1142400 3
Промывка песков ПКБШ-100 1142400 1
Бурения скважин 2СБШ-250МН 10340080 1

Всего

бульдозеров


экскаваторов


автосамосвалов

промприборов

буровых станков


Т-170

ДЭТ- 250

ЭШ 15 / 90А

Като-1500

БелАЗ-540А

ПКБШ-100

2СБШ-250МН



2

1

1

1

3

1

1


Подготовку массивов к выемке буровзрывным способом ведут на вскрыше, объем которого составляет 10340080 м3.

Бурение производится наклонными скважинами, что позволяет перемещать в выработанное пространство значительную часть объема взорванной массы и обеспечивает лучшее и равномерное дробление породы. В качестве ВВ выбирается граммонит 79 / 21, как наиболее дешевый и достаточно эффективный для взрывания пород средней крепости. В качестве замедлителя выбираем РП – 8. Инициирования производится детонирующим шнуром ДШ.

Объем разового разрушения массива торфов определяется 10-ти суточным запасом взорванных торфов из расчета предупреждений повторной смерзаемости.

Vвзр = 10 * tcм * Qч = 10 * 19.5 * 508 = 99060 м3

где tcм – продолжительность смены, tcм = 19.5 часов;

Qч – часовая производительность экскаватора ЭШ 15 /90А, Qч = 508 м3;

Расчет параметров БВР

Определяется диаметр скважин

_____ ____

d = 125 4√ Vгвзр = 125 4√ 2.1 = 215 мм

где Vгвзр – годовой объем по вскрыше, Vгвзр = 2.1 млн.м3

При диаметре 215 мм принимаем буровой станок СБШ – 250МН с диаметром долота d = 243 мм. Производительность бурового станка определенны в пункте 3.1.2.

Определяем длину скважины

lскв = Н / sin = 24 / sin 75 = 25 м;

где Н – средняя высота уступа, Н = 24 м;

 - угол наклона скважин к горизонту, = 75 градусов;

Определим диаметр скважины

dс = d * крс = 0.243 * 1.18 = 0.287 м

где крс – коэффициент расширения скважин, крс = 1.18;


Длина забойки

lзаб = (25 – 30) * dс = 25 * 0.287 = 7 м;

Определяем линейную плотность

р = (П / 4) * d2ск * ∆ = (3.14 / 4 ) * 0.2872 * 900 = 58.2 кг / м ;

где ∆- плотность ВВ, ∆= 900 кг / м3;

Определяем линию сопротивления по подошве

_____________________ __________________________

W = √ р * (lскв - lзаб) / m * g * Н = √ 58.2 * ( 25 – 7) / ( 1 * 0,5 * 24) = 9.3 м ;

m – коэффициент сближения скважин, m = 1;

g- расчетный удельный расход ВВ, g = 0.5 кг / м3 ;

Допустимая линия сопротивления по подошве

Wдоп = Н * (ctg - ctg ) + С = 24 * (ctg 60 - ctg 75) + 2 = 9.2 м

где - угол откоса вскрышного уступа, = 60 градусов;

С – безопасное расстояния от верхней бровки уступа до первого ряда скважин, С = 2 м;

По условиям требований безопасного ведения буровзрывных работ Wдоп

Расстояния между скважинами и рядами

а = в = W = 9.3м;

Длина заряда

lз = lскв - lзаб = 25 – 7 = 18 м ;

Определяем массу заряда в скважине

Qз = р * lз = 58.2 * 18 = 1048 кг;

Выход горной массы

Qг.м.= (а * в * Н) / lскв = ( 9.3 * 9.3 * 24) / 25 = 83 м3 / м.;

Определяем длину блока

Lбл = Vвзр / [W + в ( n – 1) ] * Н = 99060 / [ 9.3 + 9.3 (4 – 1) ] * 24 = 74 м;

где n – число рядов в блоке, n = 4 шт;

n = А / W = 40 / 9.3 = 4 шт;

где А – ширина заходки, А = 40 м;


Определяем количество скважин в ряду

nр = Lбл / а = 74 / 9.3 = 8 шт;

Общее количество скважин в блоке

Nскв = n * nр = 4 * 8 = 32 шт;

Общий расход ВВ на взрыв

Qобщ = Qз * Nскв = 1048 * 32 = 33536 кг;

Интервал замедления

 = Кп * W = 5 * 9.3 = 47 мс;

Принимаем интервал замедления 50 мс.

Таблица 3.5.3 – Основные параметры взрывных работ

Параметры Значения
Высота уступа, м 24
Длина скважины, м 25
Диаметр скважины, м 0.287
Длина забойки, м 7

Линейная плотность, кг / м3

58.2
Линия сопротивления по подошве, м 9.3
Допустимая линия сопротивления по подошве,м 9.2

Удельный расход ВВ, кг / м3

0.5
Расстояние между рядами, м 9.3
Расстояние между скважинами, м 9.3
Длина заряда, м 18

Выход горной массы с 1 м, м3/ м.

83
Масса заряда в скважине, кг 1048
Расход ВВ на взрыв,кг 33536
Длина блока, м 74

Объем рыхления за один взрыв, м3

99060
Способ взрывания порядное

Параметры развала пород от взрыва, играют немаловажную роль, которая положительно сказывается на производительности экскаватора. Необходимо стремиться к максимально возможному сбросу пород от взрыва в отвал, для этого необходимо выбрать схему взрывания с данными показателями, такой схемой является порядная схема взрывания.


Высота развала

Нр = (0.8 –1.3) * Н = 0.8 * 24 = 19 м;

Ширина развала от первого ряда скважин

_____ ______

В0 = Кв * К √ Ко * Н = 2.5 *1.6 √ 0.85 * 24 = 18 м

где Кв – коэффициент характеризующий взрываемость пород (порды средневзрываемые), Кв = 2.5;

К - коэффициент учитывающий угол наклона скважин, К = 1.6;

Ко – коэффициент дальности отброса взорваной породы, Ко = 0.85;

Полная ширина развала пород

Вп = В0 * Ко + (n – 1) * в = 18 * 0.85 + (4 – 1) * 9.3 = 43 м

Расстояния, безопасные по разлету отдельных кусков породы при взрывании скважинных зарядов рыхления, сейсмически безопасные расстояния и расстояния безопасные по действию ударной воздушной волны определяются согласно требований «Единые правили безопасности при взрывных работах ».

Сейсмически безопасные расстояния

где к1 – коэффициент зависящий от типа зданий, к1=1,5;

кс –коэффициент зависящий от грунта, кс=7;

λ – коэффициент зависит от показателя действия взрыва, λ=1.

Безопасные расстояния по действию ударной воздушной волны.

где Кв – коэффициент зависящий от степени повреждения объекта, Кв=50;

Безопасные расстояния по разлету кусков.

где f – коэффициент крепости, f = 4;

n заб –коэффициент забойки, nзаб = 1.


Согласно ЕПБ безопасное расстояние округляется до 50, следовательно

Rc = 350 м.: Rн = 1600 м. и Rр = 250 м.

Определяем количество взрывов в году.

Nвз = Vгвзр / Vвзр = 2100000 / 99060 = 21 раз

Расход детонирующего шнура

Lд = Nскв * (lcкв + а + 1.5) = 32 * (25 + 9.3 + 1.5) =1150 м

Общее количество взрывников

где Vгвзр – годовой объем взрывания пород, Vгвзр = 2.1 млн. м3.

Необходимое количество буровых станков

Nст = крез * Vгвзр / Qбрсез * Qг.м. = 1.1 * 2100000 / 130000 * 83 = 1 станок;

где крез – коэффициент резерва, крез = 1.1

Qбрсез -сезонная норма выработки, Qбрсез = 130000 м;

Стоимость бурения торфов в год.

Таблица 3.5.4 – Стоимость 1 м3 при буровзрывных работах.

Показатели Кол-во ед.

Стоимость ед.

руб.

Сумма затрат,

руб.

Затраты труда
Взрывники 5 130000 650000
Подсобные рабочие 2 114000 228000
Итого - - 878000
Итого по затратам труда с учетом прочих К = 1.05

-


-


921900

Материалы
Граммонит, кг 704256 32 24700000
Детонирующий шнур и шашки - - 4940000
Итого - - 29640000
Итого по материалам с учетом прочих К = 1.05

-


-


31122000

Механизмы
Буровой станок, п.м. 25000 28.7 717500
Итого по механизмам с учетом прочих К = 1.05

-


-


753375

Всего стоимость - - 31271375

Стоимость 1 м3

- - 14.9

Размеры, устройство и эксплуатация карьерных дорог.

Основные параметры карьерных дорог приняты по габаритам автосамосвала БелАЗ – 540 А.

Внутренние автомобильные дороги с расчетным объемом перевозок до 5млн.т. Расчетная скорость движения для дорог 3 категории принята

20 км/час .

Дороги на поверхности сооружаются двухполосными. Ширина проезжей части двухполосных дорог принята 14 м, ширина обочин – 2 м, поперечный уклон проезжей части при двухскатном поперечном профиле – 300/00 ,наибольший продольный уклон – 600/00 ,

Движение автотранспортных средств по дорогам осуществляется без обгона. Установка дорожных знаков и других технических средств регулирования должна соответствовать требованиям ГОСТа и требованиям правил дорожного движения.

Дороги оборудуются стационарным освещением, яркость поверхности дорог должна быть не ниже 0,5-0,3 кд/м2. На карьерных дорогах систематически выполняется комплекс работ по защите от снежных заносов в зимнее время и пылеподавлению в теплое время года.

Двухполосные дороги соединяются со вскрышными и добычными уступами временными технологическими дорогами, которые сооружаются непосредственно на плотике россыпи, на уступах , заездах и т.д.

Дороги со сроком службы до одного года устраиваются без покрытий.

Протяженность дороги, проложенной на поверхности до обогатительной установке в среднем составляет 1000 м.

Содержание дорог включает в себя следующие технологические операции:

- очистку проезжей части дорог от осыпающихся из кузова кусков породы;

- россыпь высевок с последующей планировкой;

- проведение мероприятий по борьбе с гололедом и пылеподавлению.


3.6 Обогащение песков

Обоснование выбора промывочной установки.

Уровень технологического извлечения золота из россыпи реки Хомолхо определяется вещественным составом кондиционного пласта, гранулометрическим составом содержащегося в песках золота, выбранными технологиями и техникой горных работ, обогащения полезного ископаемого.

Основные технологические характеристики кондиционного материала:

-валунистость свыше 200 мм до 10 %;

-глинистость незначительная 3-5 %;

-промывистость легко и средне промывистый материал.

Гранулометрический состав золота россыпи реки Хомолхо приведен в
таблице 3.6.1


Таблица 3.6. 1 - Результаты ситового анализа золота


Значения

Фракции, мм


Значения

-0.14


+0.14

-0.34


+0.34

-0.57


+0.57

-0.85


+0.85

-1.42


+ 1.42

-2.13


+2.13

-5.0


+5.0


Наличие золота, %


0.29


3.84


35.12


35.43


13.97


5.15


3.62


2.58


По анализу характеристик песков и золота, а также уровня извлечения золота различным обогатительным оборудованием, на основе использования исследований АО «Иргиредмет» и результатов опытно-промышленных работ по извлечению тонкого и мелкого золота выполненных ВНИИ-1, для обогащения песков россыпи были рекомендованы промывочные приборы бочечные, шлюзовые.

Результаты промывочного прибора подтвердили высокую эффективность бочечных приборов на обогащении песков, содержащих мелкое и тонкое золото, и была принята обогатительная установка на базе промывочного прибора ПКБШ-100 с дополнительными узлами извлечения мелкого золота, осуществляющая промывку песков по транспортной схеме.

Эксплуатацию промывочного прибора ПКБШ-100 планируется осуществлять с учетом наработок опытно-промышленных работ, а именно:

1 Снижена часовая производительность установки (со 100 м3 до 80 м3 ), поскольку проведенные наблюдения выявили взаимосвязь между уровнем технологических потерь золота и повышением нагрузки на узлы обогащении.

2 Исключена из технологического цикла операция обогащения материала +20 –50 мм на самородкоулавливающем шлюзе, в виду 100%-ной достаточности для извлечения золота россыпи шлюзов мелкого напои нения.

3 Исключена прямая разгрузка автосамосвалами БелАЗ-540А в бункер БПК -100 промприбора, поскольку неравномерность подачи материала в скруббер ГДБ -100 ведет к неполным дезинтеграции и грохочению материала.

Прибор ПКБШ-100, осуществляющий обогащение песков россыпи комплектуется следующими узлами:

1 Бункер питатель БПК-100

2 Скруббер ГДБ-100 (грохот-дезинтефатор)

3 Агрегат шлюзовой ШГМ -720

4 Шлюз доводочный

5 Отвалообразователь 03П-800

6.Агрегат насосный АН-12НДС, Д 1250-65

7.Узлы извлечения мелкого и тонкого золота

Расчет технологического извлечения золота

Технологическое извлечение золота принято 93,8%. Схема цепи аппаратов обогатительной установки приведена на рис 3.6.1, технологические характеристики прибора ПКБШ-100 и концентратора «Орокон» приведены в таблицах 3.6.5 и 3.6.6.

Технологическая схема обогащения песков россыпи реки Хомолхо предусматривает:

-подачу песков в скрубер бульдозером Т-170;

-дезинтеграцию и разделение в скрубере на классы +20 и -20мм, класс +20мм в отвал, а класс -20 мм на шлюзы мелкого накопления;

-обогащение материала –20 мм на шлюзах мелкого наполнения;

-грохочение хвостов продукта шлюзового обогащения на гидрогрохоте;

-концентрация золота на концентраторе «Орокон»;

-сокращение концентрата шлюзов мелкого наполнения на доводочном шлюзе;

-доводка концентрата доводочного шлюза на вашгерде;

-сбор и переработка на ШОУ хвостового продукта доводочного шлюза, вашгерда и концентрата « Орокон»

Из практики эксплуатации промывочных установок типа ПКБШ на промывке песков россыпи р.Хомолхо определено , что общие потери золота 6.2% распределяются следующим образом:

-потери с галей = 1%;

-потери с эфелями = 5%;

-потери при доводке = 0.2%

Таким образом баланс золота в технологическом процессе обогащения полезного ископаемого определяется в следующем виде:

входящее в технологию обогащения золото 100%; теряется в технологии обогащения 6.2%;

в том числе: в хвостах скрубера (в гале) 1%;

в хвостах ШМН + гидрогрохота 5%;

в узлах доводки концентрата 0.2%:

Суточная потребность обогатительной установке в технологической воде составит:

Qсут = Qв * Qп/п сут / Qп/пч = 438 * 1560 / 80 = 8540м3 ;

где Qп/пч - часовая производительность установки; Qп/пч = 80 м3 / ч ;

Qп/п сут - суточная производительность установки; Qп/п сут = 1560 м3 / сут ;

Qп/пв - расход воды промприбором, Qп/пв = 438 м3 / ч


Расход воды на доводке концентратов при двухразовом режиме съемок составит

Q дв = 2 * ( Qдш + Qдв + Qгр ) = 2 * ( 1.73+0.036 +2.114) = 7.76 м 3 /сутки ;

где Q дш – вода на доводочном шлюзе, Q дш = 1.73 м3 / ч ;

Q дв – вода при доводке на вашгерде, Q дв = 0.036 м3 / ч ;

Q гр – вода на грохоте, Q гр = 2.114 м3 / ч :

Расход технологической воды в сутки составит:

Q тсут = Qсут + Q дв = 8540 + 7.76 = 8547.8 м3 /сутки

Прочие неучтенные расходы воды (5%):

Q тсут . неучт = Q тсут * 0.05 = 8547.8 * 0.05 = 427.4 м3 /сутки

Общий расход технологической воды составит:

Qтсут .общ. = Q тсут + Q тсут . неучт. = 8547.8 + 427.4 = 8975 м3 /сутки

Удельный расход технологической воды составит:

qт = Qтсут .общ. / Qп/п сут = 8975 / 1560 = 5.75 м33

Мероприятия по извлечению тонкого и мелкого золота.

Согласно гранулометрии золота россыпи реки Хомолхо, наличие золота фракции - 0,25 мм составляет 4.13%.

Золото месторождения классифицируется как мелкое и средней крупности, поэтому в процессе обогащения материала продуктивного пласта предусматривается реализовать следующие организационные и технические мероприятия по извлечению тонкого и мелкого золота:

1 Часовая производительность промустановки снижена со 100 м3 до 80 м3.

2 Доводка наиболее обогащенного концентрата ШМН осуществляется в доводочном пункте на вашгердном столе.

З В технологическую цепь обогащения включен концентратор «Орокон».

Концентрат "ОРОКОНа", хвосты доводочного шлюза (-4мм), хвосты вашгерда направляются на до извлечение комплексом извлечения тонкого и мелкого золота

Основные преимущества концентраторов «Орокон»:

1 Высокий уровень извлечения золота но сравнению с традиционными методами, как крупного, так и частиц с размером менее 0,2 мм, общий

Если Вам нужна помощь с академической работой (курсовая, контрольная, диплом, реферат и т.д.), обратитесь к нашим специалистам. Более 90000 специалистов готовы Вам помочь.
Бесплатные корректировки и доработки. Бесплатная оценка стоимости работы.

Поможем написать работу на аналогичную тему

Получить выполненную работу или консультацию специалиста по вашему учебному проекту
Нужна помощь в написании работы?
Мы - биржа профессиональных авторов (преподавателей и доцентов вузов). Пишем статьи РИНЦ, ВАК, Scopus. Помогаем в публикации. Правки вносим бесплатно.

Похожие рефераты: