毕业论文摘要范文
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附录1：(6)The Bolting-Shotcrete structure was unreasonable. In the case, when using Bolting-Shotcrete method，the Bolting and Netting were installed firstly, then shot concrete. Therefore, the wire mesh was located in the bottom of the concrete, and the function of its tensile-resistance and the compressive-resistance of concrete were limited.(7) The shape of cross-section must be suitable for the high stress situation. In deep roadway, since the side pressure was relatively large, the deformation of sidewall was great, and the stability of the top was also affected.4 CountermeasuresAccording to above analysis, the common supporting method cannot resolve the supporting problems in deep high stress soft rock roadway. And corresponding countermeasures must be adopted accordingly.(1) The binding ability of surrounding rock surface must be strengthened to prevent the fracture zone from developing direct to the inner parts. For example, to strengthen the stiffness and strength of the mesh, or to install bolting beam on local weak part can satisfy the request.(2) The secondary supporting method can be taken accordingly. In deep high stress soft rock roadway, the initial deformation was great with quick deformation speed. So, the supporting structure trust be relatively flexible. In the initial period, large deformation can be allowed to release the energy with precondition of no failure of roadway. But excessive deformation must be controlled. Therefore, in the later period, sufficient strength and stiffness were necessary. In the secondary support period, to strengthen the strength of bolting and mesh，such as increasing the length of anchors or installing abutting beam and steel band，can be useful.The best time to execute the secondary support was when the deformation reached the max and become stable.(3) Using heavy-wall can increase the support results. One method was to use equal strength whorl steel anchor with full-column cement grouted bolting to increase the thickness of self-support layer of surrounding rock. Another method was to use cable anchor. Cable anchor can reach deep stable rock, because of its great length, and load pressure, about 200KN，on the rock, and the bad deformation can be limited. So, the thickness of self-support layer was enlarged. The third method was to change the supporting structure. Installing incline anchors on the root of roadway or forming the floor as anti-arch then installing anchor beam to form an enclosed and integrated structure.(4) Decreasing the failure zone, increasing the surrounding rock strength and self-support ability was a good method. One method was to use smooth-surface blasting, which can decrease the surrounding rock shake and control circular cracking to maintain the integrity. Second point was to maintain a smooth and even surface of roadway to avoid stress concentration. The third was to use expansible material to fill the anchor hole.5 ApplicationsAccording to the above analysis, a new design for the&920 roadway presented above was done. A horseshoe arch was adopted because of swelling rock and serious floor heave. The follow supporting technique was adopted. Firstly, using the common Bolting-Shotcrete to support for about 25 days based on the measurement of mine pressure. Then the secondary support can be executed to form united support with sprouting, bolting with sprouting and bolting-netting with sprouting method. And at the end of the secondary support，cable anchor beam can be used as permanent supporting. Supporting parameters are: Anchor： d518mm equal strength whorl steel anchor with full-column cement grouted bolting, 1800mm in length, 1000mmX 1000mm in interval, interlaced arrangement in twice bolting, and 500mm X 1000mm in final spacing.Wire mesh： 5000mm X 1050mm, 8 # wire netting, grid with 100mm x 100Concrete：common Portland cement, strength of the concrete mm thick (90mm in the first time, 30mm in the second).Supporting processes:(1)E (2)Temporary supporting with 30 (3 )I (4)Sprouting concrete to 8000 of the designed thickness, 120 (5) Executing the secondary support after 25 days with bolt- (6)Sprouting concrete to th (7 )Installing anchor cable and anchor beam.By using above method and technique, the supporting situation was good. Only some little schistose fell off, and the displacement of the top and sidewall were limited under 146mm. No floor heaving appeared.6 Conclusion(1)The common supporting method cannot resolve the questions of deep high stress soft rock roadway, and corresponding countermeasures must be used according to the real situation of mine pressure and reason of failure.(2) Some methods must be useful, such as strengthening the binding ability of the surrounding rock surface to avoid more development of fracture zone, executing the secondary bolting netting with sprouting support to reform the structure and improve bearing situation, increasing the strength and stiffness of secondary supporting structure to control the deformation effectively.(3) Using equal strength whorl steel anchor with full-column cement grouted bolting can improve the bearing situation and increase the thickness self-support layer.(4) As for deep high stress soft rock roadway, enclosed supporting structure was the best selection. At the same time, installing incline anchors on the root of roadway, or forming the floor as anti-arch with anchor beam to form a enclosed and integrated supporting structure was useful method.References[l] Dong fangting, et al. .Theory and technique of bolting and shotcreting support in soft rock roadway with broken zone, Soft rock tunnel support in China' theory end practice. China University of Mining and Technology Press, [2] Lin yuliang. The research on several theoretical problems about engineering mechanics of soft rock. Chinese journal of Rock Mechanics and Engineering, 1999,Vol.18(6),690-693在深埋高压力软岩环境中的巷道支护技术摘要：普通锚喷支护不能解决的问题是在深埋高压力软岩环境中的巷道支护。主要原因如下：1.围岩自承的支护层厚度太小，2.初始刚性支护力太大，3.围岩表面的粘结能力差和喷射混凝土结构层不合理，4.在深埋高压力软岩环境中对巷道进行一次锚喷支护的方法是很不合适的。根据事例，采用锚喷、锚网、锚梁进行二次联合支护的方法，能够有效的解决以上问题。关键词：深埋软岩、 高压力、 巷道支护、 联合支护1. 引言随煤矿深度的增加和高压力的影响，在深埋岩层中巷道的煤矿的矿压力大大增加了，普通锚喷支护的方法在这种情形下明显不被采用，这样煤矿的安全便成为一大难题，主要原因在于支护手段的失效，本论文通过一个工程事例来研究其中的对策。2. 在一般情形下的事例有一条巷道位于 和 煤层之间，长为800米，埋深为1050米，开挖深度为-920米，岩性为砂岩，在巷道东边探明有一个相对较宽的向斜，这种结构所能承受的力很大，大约为 。巷道的断面形式为直墙半圆拱形，采用 厚的喷射混凝土作为临时支护和锚喷作为永久支护，被用于支护的U25型钢产生屈服而使支护系统破坏。永久支护的概述如下：锚杆：端部灌浆树脂锚杆，直径为 ，长为 ，间距为 。钢筋网： ， 钢丝网，网间距为 。混凝土：普通硅酸盐水泥，水泥强度等级为C150，厚度为 。用此种支护方法进行支护，在巷道被开挖120米长时，两个月后巷道才出现很大的变形，此时巷道的宽度从 减少到了 ，并且底板隆起近 ，锚喷支护结构产生滑移并且一些锚杆被破坏。3. 分析根据研究，导致巷道支护坡坏的原因被述叙如下：（1）围岩自承的支护层厚度太小。在普通的支护方法中，采用端部灌浆树脂锚杆，自承层的厚度大约为0.6米，它比起整个锚杆的长度来太小。围岩的压力很难被抵挡住而且还有一些抗力则被浪费在锚杆上了。（2）初始刚性支护力太大。开挖后，产生围岩压力和变形的重分布，因而来自围岩的压力是很大的。刚性支护结构的抗力要大一些，荷载的压力也会大一些。在围岩支护结构和围岩压力之间最终有一定的关系。在开挖初期，为了适应围岩变形大而快的特性上部支护结构的刚度也要大一些，因为不连续的支护形式和围岩变形将能导致巷道破坏。（3）围岩表面的粘结能力太差。在高压力和结构应力的影响下，支护结构的变形首先出现在比较松软的区域，此时岩石的松弛和缺陷形成为破碎带，破碎带的发展导致自承层的破坏。在深埋高压的软岩巷道中，当采用普通的锚喷支护时，混凝土结构的强度相对较低。断裂面的发展与局部破坏使混凝土的粘结能力不会很强，此时围岩则已经破坏。（4）用锚喷支护作为一次永久性支护结构的方法。在深埋高压的软岩巷道中没有被采用过。高压和连续变形是深埋巷道开挖后基本特征，因而很难一次性支护，一次锚喷支护破坏后，采用U型钢支护将会导致支护材料和巷道有效空间的浪费。（5）不封闭的支护结构不适用于深埋高压的软岩巷道，在深埋高压的软岩巷道中，围岩的相对变形很大，在底板没有进行处理时，采用不封闭的支护方法进行支护将产生很大隆起，当底板开裂后，更多的松弛则出现在边墙上，此时边墙的根部被破坏，因而使整个巷道也被破坏。（6）不合理的锚喷支护，在一些情况下当采用锚喷的方法进行支护时，首先是安装锚杆和锚网，之后再喷射混凝土。因此，锚喷网被安置在混凝土的底部，它的作用是抗拉，而混凝土则被限制而抗压。（7）巷道的断面形式必须与高压力的情形相适应，在深埋巷道中，自从侧向压力相对变大后，边墙的变形也会相对增大，顶部的稳定性也会受到影响。4. 解决方案根据上面的分析，在深埋高压的软岩巷道中，普通的支护方法不能解决其支护问题。信息法施工的方案应该相应的被采纳。（1）围岩表面的粘结能力必须被加强，以防止破碎面从围岩内部发展。例如，加强钢筋网的支护强度或在破碎带安装锚固梁能够满足要求。（2）二次支护的方法应相应的被采纳，在深埋高压的软岩巷道中，初始变形以很快的速度达到最大值，因此支护结构必须相对松弛，在初始阶段，通过对未破坏巷道的预处理，大的变形被允许用来释放一部分能量，但必须控制过大的变形。所以在之后的阶段，支护结构必须具备足够的强度和刚度，在二次支护阶段，增加锚杆锚网的强度，例如增加锚杆强度或安装支撑梁和条形钢的方法能够被采用，二次支护最佳的支护时间是当变形达到最大，而结构又变得稳定时。（3）采用重力式挡墙能够改善支护的效果。一种方法是用全程混凝土灌浆锚固法，能够增加围岩自承层的厚度。另外一种方法是采用锚索，因为它很长，承受的荷载大，一般大约为200KN，在围岩内能够限制不必要的变形，因此自承层的厚度被增大了。第三种方法是改变自承的结构。在巷道根部安装倾斜的锚杆或安装以预先的一个拱作为底版的形状来构成、一个封闭、而和谐的结构。（4）减少破碎带，增加围岩的强度和自承能力是一种好方法。此种方法由光面爆破来完成，它能维持围岩的完整性、减少围岩的扰动和控制环的破坏。第二点，维护断面轮廓的光滑来避免巷道表面的应力集中，第三，用膨胀性材料填充炮眼。5. 要求根据以上的分析，基于以上做法对-920m的巷道提供一种新的设计方法。因为围岩的膨胀性和严重的底板隆起，马蹄形断面形状在此被采用。以下支护技术也被采用了，首先基于对25天后煤矿地压的测量，采用普通锚喷支护及喷射锚喷网组成的联合支护方法在二次支护中能够被运用，并在二次支护后，钢锚索锚固梁能够被用作为永久支护，支护参数如下：锚杆：直径28mm等强度螺纹锚固钢筋，并采用全长锚固，长为1800mm，间距为1000mm&1000mm，双层锚固编排的最终间距为500&1000mm。钢筋网：8号钢筋网，mm，网格间距为100mm。混凝土：普通硅酸盐水泥、混凝土强度为C150，厚度为120mm（初次喷射为90mm。二次喷射30mm）预应力锚索：长度为6m支护步骤：1．开挖2．用30mm混凝土作为临时支护3．安装锚杆4．喷射混凝土厚为设计厚度（120mm）的80%。5．采用锚网在25天后进行二次支护6．喷射混凝土到设计值7．安装锚索和锚梁通过以上方法和技术，使用情况是好的，仅仅有一些小碎片掉落，并且底板和边墙的位移被限制在146mm以下，没有底鼓现象出现。6结论1．普通支护发方法不能解决深埋高压软岩巷道中的问题，并根据煤矿压力和破坏原因真实情况，新奥法施工方案应该被采用。2．还有一些方法也必须被采用，例如加强围岩表面的粘结能力，避免更多的断裂面发展，进行二次锚网支护采用喷射的方法来改善结构和自承状况，增加二次支护结构的强度和刚度，以控制有效变形。3．采用等强度螺纹钢加全长灌浆混凝土锚固能够改善围岩的自承状况和增加自承层的厚度。4．对于深埋高压软岩巷道，封闭式的支护结构是最好选择方案，同时在底板根部安装倾斜锚杆或用锚固梁组成预先的拱型底板，以构成一个封闭和谐的支护结构，也是一种有用的方法。参考文献：董方庭等，在软岩断裂区的锚喷支护理论和技术，中国煤矿：软岩巷道支护原理与实践，中国矿业大学出版社，林于梁，关于软岩过程机械理论的探讨，中国岩土工程学报，1999，vol，18：690-693。&
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毕业论文摘要怎么写
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　　怎样写摘要
　　(一)什么是论文摘要
　　摘要也就是内容提要，是论文中不可缺少的一部分.它是建立在对论文进行总结的基础之上，用简单，明确，易懂，精辟的语言对全文内容加以概括，留主干去枝叶，提取论文的主要信息.作者的观点，论文的主要内容，研究成果，独到的见解，这些都应该在摘要中体现出来.
　　为了便于索引与查找，易于收录到大型资料库中并为他人提供信息，论文摘要应以第三人称写作，应是一篇具有独立性的短文.
　　(二)论文摘要写作要求
　　1.摘要的字数
　　摘要字数要求在300～400字之间.
　　2.摘要的基本规范
　　(1)应以第三人称写作.摘要是完整的短文，具有独立性，可以单独使用.即使不看论文全文的内容，仍然可以理解论文的主要内容，作者的新观点和想法以及论文所要实现的目的，采取的方法，研究的结果与结论.
　　(2)叙述完整，突出逻辑性，短文结构要合理.
　　(3)文字简明扼要，不容赘言，采用直接表述的方法，不使用不必要的文学修饰，做到用最少的文字提供最大的信息量.
　　(4)摘要中不使用特殊字符，图表以及由特殊字符组成的数学表达式，不能列举例证.
　　3.摘要的内容构成要素
　　目的，方法，对象和结论称为摘要的四要素.
　　(1)目的：毕业论文研究的范围，目的，重要性.
　　(2)方法：毕业论文的使用了哪些研究方法
　　(3)成果：陈述毕业论文研究成果.
　　(4)结论：通过对问题的研究所得出的重要结论及主要观点(简写)，
　　(三)毕业论文摘要样例
　　(论文题目：个人所得税流失问题的探讨)
　　自1993年统一个人所得税以来，个人所得税随着我国经济的快速发展，个人收入的增加成为我国目前增长速度最快的税种.但同时个人所得税也是我国税收流失比较严重的税种之一，因此对个人所得税税收流失机理的探讨，流失规模的测算显得尤为重要.运用数量分析与规范分析相结合的方法，以黑龙江省为例初步测算个人所得税流失的规模，证明税收流失的严重性，解释个人所得税流失的主要原因是由于税收制度的不完善，税收法制建设滞后而造成的收入分配机制扭曲，加之信用制度缺失，传统文化的惯性等诸多原因加剧了税收流失的规模，并在此基础上提出借鉴国外成功经验提出尽快出台税收基本法，完善个人所得税制度及建立个人信用制度的对策建议.
　　怎样写毕业论文结论
　　(一)什么是毕业论文结论
　　结论是一篇论文的收束部分，是以研究成果为前提，经过严密的逻辑推理和论证所得出的最后结论.在结论中应明确指出论文研究的成果或观点，对其应用前景和社会，经济价值等加以预测和评价，并指出今后进一步在本研究方向进行研究工作的展望与设想.结论应写得简明扼要，精练完整，逻辑严谨，措施得当，表达准确，有条理性.
　　(二)毕业论文结论的写作要求
　　1.论文的结论作为论文正文的最后一章单独排写，不加章号.
　　2.论文结论的字数要求在600-800字左右.
　　3.论文结论的结构应包括论证的结果，主要对策与建议，并简要说明研究中所存在的不足，为他人继续研究指明方向，提供线索.
　　4.论文结论撰写应该注意：结论部分应起到结束全文的作用，一般不要提出新的观点或材料.
　　(三)毕业论文结论样例
　　(论文题目：个人所得税流失问题的探讨)
　　市场经济的迅速发展，个人收入的不断提高使个人所得税成为增长潜力与空间最大的税种，个人所得税的流失也成为关注的热点.本文以黑龙江省为例尝试用税收收入能力测算法估测黑龙江省个人所得税税收流失的规模，并与浙江省税收流失规模作了比较，发现虽然两省的经济发展速度不同，但税收流失的相对规模趋同，从而证实了税收流失的严重性.在此基础上进一步探求税收流失的原因，发现分类所得税制强化了税收的收入功能，削弱了调节功能，造成收入分配机制扭曲，将工薪阶层推向个人所得税纳税人主体，税收相对负担较重，这与个人所得税的目标是相违背的.而信用制度缺失，传统文化的惯性等因素加大了个人所得税征管的难度增加了税收成本，税收流失进一步加剧.因此治理个人能所得税税收流失在我国是一项长期而艰巨的系统工程，本文认为从完善个人所得税制度入手，减少工薪所得税的累进级数，以混合课征制为过渡，缓解收入分配机制的扭曲.同时迅速建立起以身份证号码为基础的三号统一(身份证号，纳税识别号，社会保障号)的个人信用平台，配合税收征管制度的强化提高征税效率.加大税法宣传力度，借助新闻媒体的力量，使公民知法守法，从而逐步减少税收流失.
　　由于所学知识有限，本文只在粗浅的层面解释个人所得税税收流失的原因，提出基本的对策建议.税收流失的测算方法以及个人所得税流失的深层根源还有待于深入研究，我会在今后的工作中继续关注个人所得税.
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