Вскрытие и система разработки золоторудного месторождения

Расчет промышленных запасов месторождения. Определение годовой производительности рудника. Выбор рациональной схемы вскрытия и подготовки месторождения. Определение параметров буровзрывных очистных работ. Оценка количества бурильщиков и скреперистов.

Рубрика Производство и технологии
Вид курсовая работа
Язык русский
Дата добавления 24.09.2019
Размер файла 1,2 M

Отправить свою хорошую работу в базу знаний просто. Используйте форму, расположенную ниже

Студенты, аспиранты, молодые ученые, использующие базу знаний в своей учебе и работе, будут вам очень благодарны.

Размещено на http://www.allbest.ru/

Вскрытие и система разработки золоторудного месторождения

Введение

Целью курсового проекта является ознакомление и изучение способов вскрытия, подготовки и технологии разработки месторождений подземным способом. Научить студента обосновывать решения по выбору схем вскрытия и подготовки месторождения к эксплуатации, выбирать систему разработки рудных и россыпных месторождений, организацию основных производственных процессов.

Задачи курсового проекта:

- составить чертежи вскрытия и разработки месторождения;

- рассчитать промышленные запасы;

- определить годовую производительность рудника;

- выбрать рациональную схему вскрытия месторождения;

- выбрать рациональную систему разработки;

- рассчитать основные производственные процессы;

Таблица 1. Исходные данные

Наименование исходных данных

Единицы измерения

Значение

Мощность рудного тела, М

м

0,8

Длина рудного тела по простиранию, L

м

800

Мощность наносов до рудного тела, Н

м

90

Длина по падению, В

м

400

Угол падения рудного тела,

град. 

75

Плотность пород,

т/м3

3,0

Содержание металла в руде,

г/т

3,0

Коэффициент крепости руды, по проф. М.М. Протодьяконову

Ед.

16

1. Расчет промышленных запасов месторождения

Геологические запасы месторождения определяются по формуле:

Qгеол=

где n - количество рудных тел - i;

L - длина рудного тела по простиранию, м;

B - длина по падению, м

М - средняя мощность рудного тела, м:

- плотность руды, т/м3;

среднее содержание металла в руде, г/т.

Промышленные запасы месторождения пр определяются с учетом потерь (извлечения полезных компонентов - Ки) и коэффициента разубоживания руды - r :

пр=Размещено на http://www.allbest.ru/

.

Решение:

Определяем геологические запасы золота.

Qгеол=.

Определяем промышленные запасы месторождения.

пр=

Определяем балансовые запасы:

2. Определение годовой производительности рудника

Годовая производственная мощность (производительность) горного предприятия является одним из важнейших показателей. Она влияет на выбор горного оборудования, размеры подземных выработок, технологию отработки месторождения, поверхностные помещения и т.д. Определяет капитальные и эксплуатационные затраты, себестоимость и основные экономические показатели.

Горные предприятия имеют годовую производительность от 50-100тыс. т в год до 2-5 и даже до 15-25 млн. т в год.

Наиболее распространены горные предприятия с годовой производительностью добычи от 500-800 тыс. т до 3 млн. т.

По производительности рудники различают:

*малой мощности -А < 300 тыс. т/год;

*средней -А =300-800тыс. т/год;

*большой -А = 0,8- 10 млн т/год;

*сверхбольшой -А > 10 млн т/год.

При производительности рудника до 500 тыс. т/год проводится один путевой квершлаг (площадью сечения 8 м2),

при производительности более 500-800 тыс. т/год проводится два путевые квершлага (площадью сечения12-14 м2).

Годовая производительность рудника может определяться следующими методами.

Производительность рудника по годовому понижению очистной выемки

Расчетный метод применяется при углах падения рудного тела более 30 град.

,

где - среднее понижение очистной выемки по всей площади рудного тела, м/год;

S - средняя рудная площадь, кв. м;

средняя плотность руды, т/м3;

Таблица 2 Классификация шахтных полей по размерам

Класс шахтных полей

Длина шахтного поля (м) при мощности рудного тела

Площадь рудного тела

(тыс. м2) при мощности его 15 м и более

До 15 м

15 м и более

Небольшие

До 500-600

До 300

До 5

Средние

600-1000

300-600

5-12

Большие

1000-1500

600-1000

12-25

Очень большие

>1500

>1000

>25

Годовое понижение очистной выемки (м) определяют из выражения

где - среднее годовое понижение очистной выемки в зависимости от класса шахтного поля и числа этажей в одновременной выемке;

К1,К2 - поправочные коэффициенты от мощности рудного тела и угла его падения.

Таблица 3

Размеры шахтных полей

Число этажей в выемке

, м/год

Очень большие. Длина больше 2 км

1

5-15

2

10-20

Большие, длина от1,2 до 2 км

1

12-22

2

15-25

Средние, длина от 0,6 до 1 км

1

15-25

2

18-30

много

20-40

Небольшие, длина менее 0,6 км

1

18-30

2

22-45

Много

30-60

Значение в верхнем пределе следует принимать для рудных тел небольшой мощности, с простой морфологией и спокойным залеганием.

Таблица 4Значения коэффициентов К1 и К2

Мощность рудного тела, м

<5

5-15

15-25

>25

К1

1,25

1,0

0,8

0,6

Угол падения, град

90

60

45

30

К2

1,2

1

0,9

0,8

Данный метод расчета «А» не пригоден для месторождений с углами падения рудных тел менее 30 градусов.

Решение:

м/год.

Найдём время эксплуатации рудника:

3. Выбор рациональной схемы вскрытия и подготовки месторождения

Таблица 5-«Ориентировочные данные площади поперечного сечения и стоимости проведения 1 м3 горной выработки»

Наименование выработок

Площадь поперечного сечения выработки, м2

Стоимость проведения выработки, руб./м3

Главный вертикальный ствол

S = 9+10.8 A

650

Центральный вентиляционный с клетьевым подъемом

S = 4,4+7,3 А

500

Центральный вентиляционный без клетьевого подъем

S = 3,8 +6,3 А

450

Наклонный конвейерный ствол

S = 9,35+1,05 А

400

Наклонный автомобильный съезд

S = 18,7+4,29 А

400

Наклонный съезд для самоходного оборудования

S = 19,8 + 3,2 А

400

Клетьевой вспомогательный ствол

S = 14 + 4 А

500

Круто-наклонный ствол

Sк.н. =(1,-1,4) S

450

Фланговый вентиляционный ствол

S = 5 + 2,82 А

400

Штольня или откаточный квершлаг

S = 4,2 + 5,4 А

300

Околоствольный двор

S = 4 + 7,6 А

500

Квершлаг центрального вентиляционного ствола

S =2 +6,15 А

300

Таблица 6- «Вариант вскрытия №1»

Наименование

Длина, м

Сечение в проходке, м2

Объем, м3

Стоимость 1м3, руб.

Сумма, руб.

1.Квершлаг центрального вентиляционного ствола

150

2,42

363,0

300

108900

2.Фланговый вертикальный ствол

485

5,19

2729,94

400

1006860

3.Квершлаг

785

4,57

7403,4

300

1076235

4.Штрек

6400

4,57

32904

300

8774400

5.Главный ствол

485

9,75

5128,5

650

3073688

6. Другие затраты

2500000

7.Итого

 8305

 

 

16540083

Таблица 7- «Вариант вскрытия №2»

Наименование

Длина, м

Сечение в проходке, м2

Объем, м3

Стоимость 1м3, руб.

Сумма, руб.

1.Квершлаг центрального вентиляционного ствола

135

2,42

387,2

300

98010

2.Фланговый вертикальный ствол

490

5,19

768,1

400

1017240

3.Квершлаг

660

4,57

2431,2

300

904860

4.Штрек

8400

4,57

32904

300

9871200

5.Главный ствол

490

9,75

5128,5

650

3333525

6. Рудоспуск

400

3,46

1384,4

400

553760

7. Другие затраты

 

 

 

2500000

8. Итого

27433595

Оптимальный вариант сравниваемых схем вскрытия месторождения определяется по формуле:

где нормативный коэффициент капитальных вложений, для цветной металлургии, обычно принимают

суммарные дисконтированные капитальные затраты по сравниваемым вариантам, руб.;

А - годовая производительность рудника, т;

Капитальные затраты определяются в таблицах по вариантам с перечисление выработок:

Затраты на оборудование стволов, поверхностных сооружений, ориентировочно можно принять 2,5 млн руб.

Эксплуатационные затраты определяются по следующим статьям:

- поддержание горных выработок

Зпод = * t* Спод;

- затраты на транспорт по выработкам

Зтр= ;

- затраты на водоотлив и вентиляцию

Зв =

где Зпод, Зтр , Зтр - затраты на поддержание выработок, руб.;

длина выработок, м;

t - продолжительность поддержания выработки, год;

Спод , ,себестоимость поддержания 1м выработки в год, себестоимость транспортирования 1 труды;

;

м3 / т.

Затраты на водоотлив и вентиляцию в нашей работе мы не рассчитываем

Решение:

Вариант 1

Зпод = * t* Спод = (485+485)*11*250+(785+6400+150)*11*200 = 2667500+16137000 = 18804500 руб

Зтр= = 768000*(485+485) *0,4+768000*(1755+6400+150) *0,7 = 297984+4464768= 4762752 руб

Вариант 2

Зпод = * t* Спод = (490+400+490)*11*250+(8400+135+660)*11*200= 13499475+20229000 = 33728475 руб

Зтр= = 768000*(490+490+400) *0,4+768000*(8400+135+660) *0,7 = 423936+4943232 = 5367168 руб

Подсчитанные для каждого варианта затраты и расходы по отдельным статьям вносятся в сводную

Таблица 7-«Сводная таблица сравнения вариантов вскрытия»

Статьи затрат и расходов

Варианты

1

2

Капитальные затраты

Главный ствол

3073688

3333525

Фланговый вертикальный ствол

1006860

1017240

Квершлаги

1076235

904860

Штреки

8774400

9871200

Рудоспуск

0

553760

Квершлаги центрального вентиляционного ствола

108900

98010

Затраты на оборудование

2500000

2500000

Итого капитальных затрат

16540083

27433595

Эксплуатационные расходы

Поддержание и ремонт горных выработок

18804500

32728475

Подземный транспорт

4762752

5367168

Итого эксплуатационных расходов

23567252

38095643

Всего

40107335

65529238

По экономическим показателям выбираем 1-ый вариант вскрытия.

4. Выбор рациональной системы разработки

Систему разработки выбирают с учетом горно-геологических факторов, необходимости выдачи руды определенного качества на обогатительную фабрику, с учетом потребности в продукции, т.е. необходимости обеспечить заданную производительность рудника, с учетом ценности руд, возможных потерь и разубоживания и других факторов. Сравнительные характеристики по системам разработки сводятся в табл. 8. Показатели по системам разработки берутся из литературных источников. По сравниваемым вариантам делаются выводы о преимуществах и недостатках вариантов. Делается заключение, какой системе следует отдать предпочтение. Система разработки отражается на чертеже с 2 - 3х проекциях.

Таблица 8-«Показатели по сравниваемым системам разработки»

Показатели

Единицы измерения

Вариант 1

Вариант 2

Мощность рудного тела

М

0,8

0,8

Длина блока

М

50

50

Высота блока

М

50

50

Промышленные запасы руды в блоке

Т

4421

6333

Объем ГПР

М3

200

200

Производительность блока

т/месяц

196

292

Продолжительность отработки блока

Дней

23

22

Удельный расход ГПР

м3

0,045

0,032

Количество циклов в сутки

2

2

Производительность труда

т/месяц

21,8

26,5

Потери руды в блоке

Т

1800

300

Разубоживание и т.д.

м3

100

600

Количество рабочих в блоке

9

11

С.Р с открытым очистным пространством

Принимаем Ки=0,7; r=0.05; г=3.0 т/м3; м2; Lгпр=50 м

Показатели

Расчетная формула

Результат

Мощность рудного тела, м (М)

0,8 м

Длина блока, м (Lбл)

50 м

Высота блока, м (Hбл)

50 м

Промышленные запасы руды, т, (Zб.пр)

Zб.пр=М Lбл Hбл г Ки/(1- r)

4421т

Объем ГПР, м3, (Vгпр)

Vгпр=Lгпр

200

Суточная производительность блока, т/сутки

Рблс=Vц * г * nц * nзаб

196

Срок отработки блока, дней, tо

tо = Zб.пр / Рблс

23

Удельный расход ГПР, м3/т, qоч

qоч =Vгпр/ Zб.пр

0,045

Количество забоев. nзаб

1

Производительность труда, т/выход, Рблс

Птр= Рблс/ Np

21,8

Потери руды в блоке, т, Пбл

Пбл= М Lбл Hбл г (1- Ки)

1800

Разубоживание и т.д., м3, R

R= М Lбл Hбл r

100

Количество рабочих в блоке, Np

9

Количество циклов в сутки, nц

2

С.Р с магазинированием руды

Принимаем Ки=0,95; r=0.1; г=3.0 т/м3; м2; Lгпр=50 м

Показатели

Расчетная формула

Результат

Мощность рудного тела, м (М)

0.8

Длина блока, м (Lбл)

50

Высота блока, м (Hбл)

50

Промышленные запасы руды, т, (Zб.пр)

Zб.пр=М Lбл Hбл г Ки/(1- r)

6333 т

Объем ГПР, м3, (Vгпр)

Vгпр=Lгпр

200

Суточная производительность блока, т/сутки

Рблс=Vц * г * nц * nзаб

292

Срок отработки блока, дней, tо

tо = Zб.пр / Рблс

22

Удельный расход ГПР, м3/т, qоч

qоч =Vгпр/ Zб.пр

0,032

Количество забоев. nзаб

1

Производительность труда, т/выход, Рблс

Птр= Рблс/ Np

26,5

Потери руды в блоке, т, Пбл

Пбл= М Lбл Hбл г (1- Ки)

300

Разубоживание и т.д., м3, R

R= М Lбл Hбл r

600

Количество рабочих в блоке, Np

11

Количество циклов в сутки, nц

2

5. Основные производственные процессы

5.1 Определение параметров БВР очистных работ

Расположение шпуров очистной выемки зависит от применяемой технологии и горнотехнических условий. Расположение шпуров в очистных забоях показано на чертежах.

Порядок расчета параметров БВР

Шпуровая отбойка (при магазинировании)

1). Удельный расход ВВ определяется по формуле

,

кг/м3

где qo- теоретический удельный расход ВВ, кг/мі (1.31);

K1- коэффициент относительной работоспособности ВВ (1.0);

Km- коэффициент, учитывающий выемочную мощность (3.0).

В качестве ВВ возьмём Аммонит № 6 ЖВ в патронах по 0,2 кг.

2). Линию наименьшего сопротивления (л.н.с.) при отбойке руды с двумя обнаженными поверхностями определяют по формуле:

,

=1,98м

где d - диаметр шпура, м;

- плотность заряжания, г/мі;

Kз=0,7 - коэффициент заполнения шпура;

m - коэффициент сближения зарядов; m=1.5

q - удельный расход ВВ, кг/мі.

3). Расстояние между шпурами в ряду определяют по формуле:

где

К10 =0,85 - коэффициент, учитывающий забойку в шпуре.

4). Длина шпура определяется из выражения:

,

=3.6 м.

где lз - уход забоя за цикл или толщина отбиваемого слоя, м lз=3;

- коэффициент использования шпура (к.и.ш) з=0,85;

- угол наклона шпуров к плоскости забоя (Угол а=90-14=76 град);

5). Объем отбойки в забое находится из выражения:

,

где M - мощность залежи или выемочная мощность, м;

Np - число рядов взрываемых шпуров в одной заходке;

С учетом выражения длины шпура от lз получим:

1,98*0,8*4*3,6*0,85*0,97=18,8 м3.

6). Число шпуров в ряду определяется по формуле (округляется до ближайшего целого):

,

где  - расстояние от стенок очистного пространства до оконтуривающих шпуров.

7). Общая длина шпуров, м:

8). Длина шпуров на 1 мі отбойки руды, м:

9). Выход руды с 1м шпура, мі/м:

10). Общий расход ВВ на отбойку, кг:

,

0,2*14,4/0,85=3,4

Размещено на http://www.allbest.ru/

где - масса заряда ВВ, приходящаяся на 1м шпура, кг/м;

11). Удельный расход ВВ на отбойку (реальный для принятых условий), кг/мі, определяется по формуле:

,

Порядок расчета параметров БВР

Шпуровая отбойка (при потолкоуступной системе)

1). Удельный расход ВВ определяется по формуле

,

кг/м3

где qo- теоретический удельный расход ВВ, кг/мі (1.31);

K1- коэффициент относительной работоспособности ВВ (1.0);

Km- коэффициент, учитывающий выемочную мощность (3.0).

В качестве ВВ возьмём Аммонит № 6 ЖВ в патронах по 0,2 кг

2). Линию наименьшего сопротивления (л.н.с.) при отбойке руды с двумя обнаженными поверхностями определяют по формуле:

,

=1,98м

где d - диаметр шпура, м;

- плотность заряжания, г/мі;

Kз=0,7 - коэффициент заполнения шпура;

m - коэффициент сближения зарядов; m=1.5

q - удельный расход ВВ, кг/мі.

3). Расстояние между шпурами в ряду определяют по формуле:

, где

К10 =0,85 - коэффициент, учитывающий забойку в шпуре.

4). Длина шпура определяется из выражения:

,

=2,4 м

где lз - уход забоя за цикл или толщина отбиваемого слоя, м lз=3;

- коэффициент использования шпура (к.и.ш) з=0,85

- угол наклона шпуров к плоскости забоя (Угол а=90-14=76 град);

5). Объем отбойки в забое находится из выражения:

,

где M - мощность залежи или выемочная мощность, м;

Np - число рядов взрываемых шпуров в одной заходке;

С учетом выражения длины шпура от lз получим:

1,98*0,8*4*2,4*0,85*0,97=12,5 м3

Размещено на http://www.allbest.ru/

6). Число шпуров в ряду определяется по формуле (округляется до ближайшего целого):

,

где  - расстояние от стенок очистного пространства до оконтуривающих шпуров.

7). Общая длина шпуров, м:

8). Длина шпуров на 1 мі отбойки руды, м:

9). Выход руды с 1м шпура, мі/м:

10). Общий расход ВВ на отбойку, кг:

,

0,2*9,6/0,85=2,2

где - масса заряда ВВ, приходящаяся на 1м шпура, кг/м;

11). Удельный расход ВВ на отбойку (реальный для принятых условий), кг/мі, определяется по формуле:

,

Так как заряд патронированный по 0,2 кг

5.2 Рассчитаем количество бурильщиков

Где T- продолжительность смены, ч;

Tвз= 0,46 - время подготовительно-заключительные операции;

Kот=0,08 - время, предусмотренное нормативами на отдых;

tб - время на бурение одного метра шпура в зависимости от крепости пород, 6 мин.

Установим 6-ти часовую смену,

Возьмём линию наименьшего сопротивления из прежних вычислений W?2м

В ряду 1 шпур, кол-во рядов для лавы 50 метров равно: 50/2=25 принимаем 25 рядов. Общая длина шпуров при их длине равно 2 метра при системе разработки с открытым очистным пространством, потолкоуступной с распорной крепью, 3 метра при системе разработки с магазинированием руды на один цикл

(Вариант 1)

(Вариант 2)

Количество бурильщиков на один цикл Hб=50/51,3?1 бурильщик за цикл, в сутках принимаем 2 цикла, требуется 1*2=2 бурильщика в сутки на один блок. Одновременно отрабатывается 4 блока. Следовательно, при системе разработки с открытым очистным пространством, потолкоуступной с распорной крепью необходимо 8 бурильщиков.

Количество бурильщиков на один цикл Hб=75/51,3?2 бурильщик за цикл, в сутках принимаем 2 цикла, требуется 2*2=4 бурильщика в сутки на один блок. Одновременно отрабатывается 4 блока. Следовательно, при системе разработки с магазинированием руды потребуется 16 бурильщиков.

5.3 Рассчитаем количество скреперистов

Найдём объём руды отбиваемый за цикл

Где общая длина шпуров

выход руды с 1 м шпура

м3(Вариант 1)

м3(Вариант 2)

Определим производительность скреперной установки 2ЛС-28

Где -ёмкость ковша скрепера, м3;

- плотность горных пород, т/м3;

- коэффициент наполнения ковша;

- продолжительность смены, ч;

- коэффициент готовности к работе забоя;

- коэффициент вторичного дробления негабаритов в забое;

- коэффициент использования времени смены;

- средняя длина скрепирования, м;

- скорость движения гружёного ковша скрепера,

- скорость движения порожнего ковша скрепера,

Количество скреперистов за 1 смену при системе разработки с открытым очистным пространством, потолкоуступной с распорной крепью необходимо 98/167?1 скреперист. За сутки 2 цикла, следовательно, необходимо 1*2=2 скрепериста. Так как одновременно отрабатывается 4 блока то необходимо 8 скреперистов.

Количество скреперистов за 1 смену при системе разработки с магазинированием руды необходимо 146/167?1 скреперист. За сутки 2 цикла, следовательно, необходимо 1*2=2 скрепериста. Так как одновременно отрабатывается 4 блока то необходимо 8 скреперистов.

Рис.1. Скреперная установка: а - погрузка в рудоспуск; б - погрузка с применением погрузочного полка. 1 - скреперная лебедка; 2 - скреперный ковш; 3 - головной канат; 4 - хвостовой канат; 5 - хвостовой ролик; 6 - рудоспуск; 7 - полок с разгрузочным отверстием (грохот); 8 - вагонетка; 9 - погрузочный полок

Достоинства:

· дешевле доставка оборудования на подэтажи;

· меньшие затраты на монтаж по сравнению с питателями и конвейерами;

· возможно малое сечение выработок;

· возможность применения при любой крепости, устойчивости руд, любой мощности рудного тела.

Недостатки:

· относительно малая производительность.

· Частое расположение рудоспусков и других пунктов разгрузки скрепера, что увеличивает объем подготовительно-нарезных работ.

· Сравнительно тяжелый труд машиниста скреперной установки;

· Малоблагоприятные условия для автоматизации работ;

· Необходимость монтажных работ, исключаемых при самоходном оборудовании;

Количество рабочих:

При системе с магазинированием 4+2+1+4=11 человек (4 бурильщика+ 2 скрепериста+ 1 взрывник+ 4 крепильщиков).

Производительность труда: 292/11=26,5 т/смену;

При системе разработки с распорной крепью 2+2+1+4=9 человек (2 бурильщика+ 2 скрепериста+ 1 взрывник+ 4 крепильщиков).

Производительность труда: 196/9=21,8 т/смену;

При сравнивании двух систем была выбрана система с магазинированием.

Заключение

В данной курсовой работе было рассчитано: объём балансовых запасов, промышленные запасы, годовая производительность рудника и срок отработки месторождения. Были предложены и рассмотрены 2 варианта вскрытия месторождения и 2 системы разработки, рассчитаны капитальные и эксплуатационные затраты на вскрытие месторождения, были сравнены два предложенных варианта вскрытия и выбран оптимальный. В ходе работы были рассчитаны буровзрывные работы при каждой из систем разработки и выбран способ доставки руды с соответствующими расчётами. Для каждой системы был подсчитан необходимый персонал и найдена производительность труда. В конце работы была выбрана оптимальная система разработки.

Список литературы

месторождение рудник буровзрывной

1. М.И. Агошков, С.С. Борисов, В.А. Боярский Разработка рудных и нерудных месторождений. Из-во Москва «Недра» 1983 год, 424 стр.

2. А.К. Порцевский - Выбор рациональной технологии добычи руд. М. Из-во МГГУ. 2003, 768с.

Размещено на Allbest.ru


Подобные документы

  • Оценка горно-геологических и горнотехнических условий эксплуатации шахты. Способы вскрытия и подготовки шахтного поля. Разработка и технология ведения очистных работ. Экономика и организация труда в очистном забое. Техника безопасности и охрана труда.

    курсовая работа [394,9 K], добавлен 23.06.2011

  • Горно-геологическая характеристика месторождения. Выбор и обоснование отделения горной массы от массива. Расчет параметров погрузочного и рабочего оборудования для доставки руды. Правила технической эксплуатации бурильных и погрузочно-транспортных машин.

    курсовая работа [388,9 K], добавлен 20.03.2015

  • Геологическая характеристика месторождения. Характеристика перерабатываемой руды, разработка и расчет схемы ее дробления. Выбор и расчет оборудования для дробильного отделения. Определение количества смен и трудозатрат на обеспечение технологии дробления.

    курсовая работа [59,7 K], добавлен 25.02.2012

  • Характеристика района работ и история освоения Хохряковского месторождения. Свойства и состав нефти и нефтяного газа . Сопоставление проектных и фактических показателей разработки месторождения. Фонд добывающих скважин и показатели его эксплуатации.

    дипломная работа [8,7 M], добавлен 03.09.2010

  • Разработка конструкции скважины №8 Пинджинского месторождения; обеспечение качества буровых, тампонажных работ, повышение нефтеносности. Технология первичного вскрытия продуктивного пласта. Расчет обсадной колонны и режима закачки; крепление, испытание.

    курсовая работа [1,7 M], добавлен 05.12.2013

  • Общая характеристика месторождения. Обоснование схем механизации производственных процессов. Проектирование электропривода и обоснование эффективности его применения, расчет технических параметров. Оценка энергоэффективности карьерных электроустановок.

    дипломная работа [2,6 M], добавлен 17.02.2018

  • Горно-геологическая характеристика месторождения. Промышленные запасы, проектная мощность и режим работы шахты. Нагрузка очистного забоя. Технико-экономическое сравнение вариантов вскрытия пластов в шахтном поле. Подготовка и порядок разработки пластов.

    курсовая работа [42,3 K], добавлен 30.09.2012

Работы в архивах красиво оформлены согласно требованиям ВУЗов и содержат рисунки, диаграммы, формулы и т.д.
PPT, PPTX и PDF-файлы представлены только в архивах.
Рекомендуем скачать работу.