1.设计的目的
本课程设计是“井巷工程”课教学的重要环节，通过本设计，使学生熟悉设计的程序和方法，培养学生独立分析和解决问题的能力，为毕业设计打下基础。
2.设计条件及服务年限
2.1地质条件
矿山第一水平石门大巷所通过岩层的普氏系数f＝2～4，为稳定性较差岩层，涌水量400m3/h ，风量60m3／s 。主井与副井所通过岩层f＝4～6，中等稳定，风量均按80 m3／s考虑。该矿井属于低瓦斯井。
2.2生产能力及服务年限
矿山年产量200万t，其第一水平服务年限30a。
2.3井筒装备
主井为双箕斗井，箕斗容积2.5m3，型号为FJD2.5（5.5）型。主井内铺设Φ300mm排水管2条，并设有梯子间。
副井为双罐笼井，采用3＃单层罐笼（YJGG－2.2型）。副井内铺设有Φ200mm 供风管2条，Φ100mm供水管1条，2条动力电缆，3条照明和通讯电缆，设有梯子间。
2.4运输设备及装备
石门运输巷为双轨运输大巷，内设水沟，铺设有供风管2条，Φ80mm供水管1条，动力电缆1条，照明和通讯电缆3条。
电机车型号：ZK14－9／550；
矿车型号：MG1.7-9。
3.主井
3.1选择井筒断面形状
选圆形，因为圆形断面受力条件好，通风阻力小，并且符合当代施工工艺，便于施工支护，适用于井筒服务年限大于15年的矿山，该矿服务年限较长，故选用圆形井筒。
3.2选择罐道形式及材料：
选用槽钢组合罐道，材料为18号槽钢，其断面尺寸为200mm ×200mm 。（书308）
主罐梁选用28a 号工字钢，其高×宽=280mm ×122mm ；次罐梁为20a 工字钢，其高×宽=200mm ×100mm ；梯子梁主梁选20a 工字钢，高×宽=200mm ×100mm;梯子小梁选用14号工字钢，高×宽=140mm ×80mm 。(手册3表附-6-1)
3.3确定净断面尺寸：
1）箕斗布置及其相应尺寸，mm
箕斗型号：FJD2.5(5.5),其最大外形尺寸：
长
×宽×高＝
1236mm×1452mm×4831mm
002L m h b =++
1
()2
x L A =
+ 式中： L —─箕斗两侧罐道梁中心线间的距离
0m —─箕斗两罐道间的间距;一般情况下0m =A+2c
=1452+2×62=1576
A—─箕斗的宽度;取A＝1452
a—─罐道宽度；取a=62（设计3,1149页）
h—─罐道的高度;根据型号取h=200
b—─同一根罐道梁双侧安装罐道时，两罐道底面的间距，等于罐
道梁的宽度加上两垫板的厚度t。
b=1/2（122+100）+2×10=131mm
t—─罐道卡与罐耳之间的间距;一般取t=10
x—─罐道梁中心线至箕斗外边缘的距离。
故L＝1576+2×200+131=2107
x=1/2(2107+1452) =1780
断面尺寸计算图
2)梯子间的布置及其结构尺寸，mm
M=1200+m+b3/2
S=H-d
式中M——梯子间短边梁中心线与井壁的交点至梯子主梁中心线间距
m——梯子间安全隔栏的厚度，金属梯子间m=80
b3——梯子主梁或罐道梁的宽度
H——梯子间的两外边次梁中心线间距，即梯子间长度，取≥1600mm，平台上梯子孔左右宽度应不小于600mm，前后长度应不小于700mm，梯子梁宽均按100mm计算
S——梯子间短边次梁中心线至井筒中心线的距离
d——梯子间另一短边次梁中心线至井筒中心线的距离，考虑安装应不小于300mm，取d=350mm
M=1200+80+122/2=1341
H=1600
S=1600-350=1250
3）用图解法确定井筒直径：
根据已有尺寸用CAD作图，量测出直径为5007mm，由于直径小于6.5米，则应按0.5米进级，故井筒直径D=5500mm
4）验算并调整M，Δ1，Δ2
Δ2=R- [x2+（C+e）2] 1/2 ≥200
Δ1=（R2-S2）1/2+e-M-B- b2/2≥150
M=（R2-S2）1/2+e-B- b2/2-Δ1≥m+1200+ b2/2
Δ1——箕斗最突出部位距梯子梁内边的安全距离
Δ2——箕斗最突出部位与井壁间的安全距离
c——井筒中心线至罐道中心线的距离
R——井筒近似净半径
B ——罐道中心线距箕斗一端的距离，B=726
C ——罐道中心线距箕斗另一端的距离，C=726 b 2——梯子梁的宽带，b 2=100
e ——井筒中心至罐道梁（最近的）中心的距离
m=80
经计算，得 Δ2=230，Δ1=245，M=1341 3.4风速验算：（课本313）
max 0
Q
v v s =
≤ 式中： Q —─通过井筒的风量，m 3/s;取Q ＝80m 3/s
v —─井筒内实际风速，m/s
0s —─井筒内通风有效断面积， m 2;井内设梯子间时，0s s A =- A —─梯子间等面积，A 可取2.0m 2
max v —─主井井筒允许的最高风速，m/s
《煤矿安全规程》规定 ，专为升降物料的井筒，max v =12 m/s 则：v=80/0.25×3.14×4.52-2.0=5.8<12 m/s 故井筒净直径满足通风要求。 3.5选择支护方式及支护参数：
该井筒穿过中等稳定岩层即Ⅲ类围岩（课本16），服务年限大于20年，故采用整体浇注混凝土支护，井壁厚度为T ＝300mm （手册3，164页184页） 3.6计算各部分尺寸
把2条Φ300mm 排水管布置在梯子间右侧，管路用U 型螺纹卡固定在罐梁上，具体情况见断面图。
3.7计算材料消耗（每米井筒）
井筒净周长：P=πD=3.14×5.5=17.27m
井筒净断面积：S1=πD2/4=3.14×5.52/4=23.75m2
井筒设计掘进断面数：S2=0.25×π(D+2T)2=29.21m2
每米井筒的掘进体积：V1=S2×1=29.21m2×1m=29.21m3
每米井筒浇注混凝土消耗材料：V2＝（S2-S1）×1＝（29.21-23.75）×1＝5.46m3每米井筒粉刷面积：Sn=P×1=17.27×1=17.27m2
每米巷道罐道梁消耗：罐道梁埋入井壁的深度取壁厚的2/3，即200mm，从图中测量井筒断面上共用28a型钢罐道梁长8.0m重量取43.4kg/m，20a型钢罐道梁长5.3m重量取33kg/m，14号工字钢罐道梁长3.6m重量取16.9kg/m，罐道梁层间距为4.168m。（课本308页）故每米巷道罐道梁消耗钢材：
（8.0×43.4+5.3×33+3.6×16.9）/4.168=145.74kg
罐道消耗：每米罐道重量为38kg/m，一井筒内布置四条罐道，所以，每米竖井所需罐道为38×4=152kg/m。
巷道每米钢材消耗145.7+152=297.7kg/m
主井特征
主井井筒每米工程量和材料消耗
3.8绘制井筒断面图
按1:50绘制井筒断面图，见附图
4副井的设计
4.1选择井筒断面的形状
选圆形，因为圆形断面受力条件好，通风阻力小，便于施工，服务年限长。
4.2选择罐道形式及材料
选用槽钢组合罐道，材料为18号槽钢，其断面尺寸为160mm×180mm。
1,3号罐梁选用28a号工字钢，其高×宽=280mm×122mm；2号罐梁为22a工字钢，其高×宽=220mm×110mm；4号梯子梁主梁选20a工字钢，高×宽=200mm×100mm;5，6号梯子小梁选用14号工字钢，高×宽=140mm×80mm。
4.3确定净断面尺寸
1)罐笼布置及其相应尺寸：
3#单层罐笼YJGG—2.2型，尺寸：长×宽=2200mm×1350mm。可乘人数为15人。
L1=m0+2h+1/2（b1+b2）
L= m0+2h+1/2（b1+b3）
L,L——两相邻罐道梁中心线间距离
式中：
1
m——提升容器要求的罐道之间水平净间距，由罐笼型号确定0
b1,2,3——罐梁的宽度
其他符号同主井。
故L1=1350+2×（62+10）+360+1/2（122+110）=1970
L=1350+2×（62+10）+360+1/2（122+122）=1976
2)梯子间的布置及其结构尺寸，mm
M=1200+m+b3/2
S=H-d
式中M——梯子间短边梁中心线与井壁的交点至梯子主梁中心线间距
m——梯子间安全隔栏的厚度，金属梯子间m=77
b3——梯子主梁或罐道梁的宽度
H——梯子间的两外边次梁中心线间距，即梯子间长度，取≥1400mm，
平台上梯子孔左右宽度应不小于600mm，前后长度应不小于700mm，梯子梁宽均按100mm计算
S——梯子间短边次梁中心线至井筒中心线的距离
d——梯子间另一短边次梁中心线至井筒中心线的距离，考虑安装应不小
于300mm，取d=400mm
M=1200+77+122/2=1338
H=2×（700+50+40）=1580
S=1580-400=1180
3)井筒直径的确定：
用图解法确定井筒直径，量测出直径为5663mm＜6米。按0.5米进级则直
径为6000mm。
4)验算并调整Δ2M:
量得e=740
Δ2=R- [C2+（N+e）2] 1/2 –r≥200
M=（R2-S2）1/2+e-L≥m+1200+ b3/2
式中Δ2——罐笼最突出部位与井壁间的距离
r——罐笼收缩半径，此处r=0
R——井筒半径
N——罐道梁中心线距罐笼收缩尺寸Δy的距离，此处Δy=0
C——井筒中心线距罐笼短边收缩尺寸Δx的距离，当罐笼不切角是C=A/2=1100
e——井筒中心至罐道梁（最近的）中心的距离
其他符号同前。
故Δ2 =3000- [11002+（1663+740）2] 1/2 =357.2≥200
M =（30002-11802）1/2+740-1976= 1522.2≥77+1200+ 61=1338
断面尺寸计算图
4.4风速验算
max 0
Q
v v s =
≤ 式中： Q —─通过井筒的风量，m 3/s;取Q ＝80m 3/s
v —─井筒内实际风速，m/s
0s —─井筒内通风有效断面积，，m 2;井内设梯子间时，0s s A =- A —─梯子间等面积，A 可取2.0m 2
max v —─副井井筒允许的最高风速，m/s
《煤矿安全规程》规定 ，升降人员和物料的井筒，max v =8 m/s
则：v=80/(1/4×3.14×6×6-2)=3m/s<8m/s 故井筒净直径满足通风要求。 4.5选择支护方式及支护参数
该井筒穿过中等稳定岩层即Ⅲ类围岩，服务年限大于20年，故采用整体浇注混凝土支护，井壁厚度为T ＝500mm(课本313) 4.6管缆布置及各部分尺寸计算
两条200mm Φ供风管，一条100mm 供水管布置在梯子间左侧，管路用U 型螺杆卡固定在罐道梁上，2条动力电缆及照明电缆布置在梯子间右侧。通讯电缆布置在左侧管路上方。具体情况见断面图。 4.7计算材料消耗（每米井筒）
井筒净周长：P= 22 3.14318.84R m π=??=
井筒净断面：2
2
21 3.14628.2644
D S m π?===
井筒设计掘进面积：
22
2 2
3.14(61)
S=38.47 m 44
D
π?+
==
每米井筒掘进体积，V1=S2×1=38.47×1=38.47 3
m
每米井筒浇注混泥土消耗材料，
V2＝（S2-S1）×1＝（38.47-28.26）×1=10.213m
每米井筒粉刷面积，S n=S1×1=18.84m2
每米巷道罐道梁消耗：罐道梁埋入井壁的深度取壁厚的2/3，即333mm，从图中测量井筒断面上共用I28a型钢罐道梁长12.61m重量取43.49kg/m，I22a型钢罐道梁长3.72m重量33.07 kg/m，I20a型钢罐道梁长2m重量取27.93kg/m，14号工字钢罐道梁长3.8m重量取16.89kg/m，罐道梁层间距为4.168m。故每米巷道罐道梁消耗钢材：
（12.61×43.49+3.72×33.07+2×27.93+3.8×16.89）/4.168=189.90kg
罐道消耗：每米罐道重量为38kg/m，一井筒内布置四条罐道，所以，每米竖井所需罐道为38*4=152kg/m。
巷道每米钢材消耗189.90+152=341.9kg/m
副井特征
副井井筒每米工程量和材料消耗
4.8井筒断面图
按1:50绘制井筒断面图，见附图.
5.运输巷道
5.1选择巷道断面形状
矿山年产200吨矿井的第一水平大巷，服务年限30年，采用900mm 轨距双轨运输，其净宽度在3米以上，穿过稳定性较差岩层，选用螺纹钢树脂锚杆与喷射混凝土支护，半圆拱形断面。
5.2确定巷道断面尺寸
1）确定巷道净宽度B:
电机车型号：ZK14-9/500，宽A=1335 mm ,高h=1550 mm ；矿车型号MG1.7/9，长2400mm，宽1150 mm ，高1150 mm。
根据《煤矿安全规程》，取巷道人行侧宽度c=800mm，非人行侧宽度a=300mm. 查表知该巷双轨中线距b=1600 mm,则两电机车之间距离t=1300-1335=265mm。
故巷道净宽B=a+2A1+c+t=300+2×1335+800+200=3970mm
按0.1m进级，取B=4000mm
2)确定巷道拱高h0
半圆形巷道拱高h0=B/2=1750mm
3)确定巷道壁高h3
①按架线式电机车导电弓子要求确定h3
34c h h h ≥+式中4h ——轨道起电机车架线高度，按《煤矿安全规程》取4h =2000 mm
h c ——道床总高度 查表2.9选 30kg/m 钢轨，再查表2.11得h c =410mm ，道碴高度h b =220mm
n ——导电弓子距拱壁安全间距取n=300
K ——导电弓子宽度之半，K=718mm/2=359mm 取K=360mm
1b ——轨道中线与巷道中线间距
1b =B/2-1a =40000mm/2-（300+1335/2）mm=1032.5 mm
故 h 3≥1435mm ②按管道装设要求确定h 3
357b h h h h ≥++5h ——道碴面至管子底高度，按《煤矿安全规程》取5h =1800mm 7h ——管子悬吊件总高度，取7h =900mm
m ——导电弓子距管子间距，取m =300mm D ——压气管法兰盘直径，取D =335mm
2b ——轨道中线与巷道中线间距，2b =B/2-1C =3500/2-（1060/2+800）=420 mm
故 h 3≥1555 mm
③按人行高度要求确定3h
h 3≥1800+ h b
式中j ——距壁 j 处的巷道有效高度不小于1800mm 。100j mm ≥，一般取
j=200mm
故 h 3≥=1195mm
综上计算确定巷道壁高h 3 =1555mm ，按10mm 进级则h 3 =1560mm 巷道净高H=h3-hb+h0=1555-220+2000=3335mm 4）巷道净断面积S 和周长P ：
S=B(0.39B+2h )
P=2.57B+22h
式中2h 为道碴面以上巷道壁高；2h =3h -b h =1555-220=1335mm 故 S=4×(0.39×4+1.335)= 11.6m 2 P=2.57×4+2×1.335=13m
用风速校核巷道净断面积：
查表知最大允许风速为8m/s ，(书中57页)已知通过大巷风量360/Q m s =，
v=Q/S=60/11.6=5.173/m s 38/m s ≤ 符合要求。
断面尺寸说明图
选用支护方式和支护参数
采用锚喷支护，巷道净宽度4.0米，服务年限为30年，穿过中等稳定的岩层，属III 类围岩。杆体直径为18φmm 螺纹钢，每孔安装两个树脂药圈，锚固长
度≥700mm,设计锚固力80kN ≥。锚杆长度2.0m,呈方形布置，其间距0.80.8m m ?,托板为8mm 厚150mm ×150mm 方形钢板。喷射混凝土厚度T 1=100mm ，分两次喷射，每次50mm 厚度。故支护厚度T=100mm 选择道床参数
根据本巷道的运输设备，已选用30kg/m 钢轨，其道床参数c h 、b h 分别为410mm 和220mm,道碴面至轨面高度a h =c h -b h =410-220=190mm 。采用钢筋混凝土轨枕。
确定巷道掘进断面尺寸
巷道设计掘进宽度1B =B+2T=4000+2×100=4200 mm 巷道计算掘进宽度2B =1B +2δ=4200+2×75=4350 mm
δ——允许的掘进超挖误差（书中60页）
巷道设计掘进高度1H = b H h T ++=3335+220+100=3655mm 巷道计算掘进高度H2=H1+ δ=3730mm 巷道设计掘进断面积
S1=B1(0.39B1+h3)=4.2×（0.39×4.2+1.56） 取S1=13.41
巷道计算掘进断面积
S2=B2(0.39B2+h3)=14.41 2mm
取S 2=14.41m 2
5.3布置巷道内水沟和管缆
已知通过该巷道的水量为400m 3/h ，将水沟布置在人行侧，现采用水沟坡度为5‰查表得水沟深500mm ，净宽500mm ，净断面积0.250m 2，掘进断面积0.306m 2，水沟每米消耗混凝土0.161 m 3；每米水沟盖板用钢筋2.036kg ，混凝土0.03233m 。水沟盖板比水沟宽100mm ，厚为60mm 。
管子悬吊在人行道一侧，电力电缆挂在非人行道一侧，通信电缆挂在管子上方。具体情况见石门断面图。 5.4计算巷道掘进工程量及材料消耗量
每米巷道拱与墙计算掘进体积 V 1=S 2×1=14.14m 3
每米巷道墙脚计算掘进体积 V 3=0.2(T+δ)×1=0.2(0.1+0.075)=0.04m 3 每米巷道拱与墙喷射材料消耗 V 2=[1.57(B 2-T 1)T 1+2h 3T 1] ×1=0.98m 3
每米巷道墙脚喷射材料消耗 V 4=0.2T 1×1=0.2×0.1×1=0.02m 3 每米巷道喷射材料消耗 V=V 2+V 4=0.98+0.02=1.0m 3 每米巷道锚杆消耗 1'
0.5P a N aa
-=
式1P -计算锚杆消耗周长P 1=1.57B 2+2h 3=1.57×4.35+2×1.56=9.9495m
a 、'a 锚杆间距、排距，a ='a =0.8m ， 故 N=(9.9495-0.5×0.8)/0.8×0.8=14.92根
折合质量为： 14.22[2()2
d
l πρ]=59.57kg
l-锚杆深度，l=2m ； d-锚杆直径，d=18mm ；
ρ-锚杆材料密度，ρ=7850（kg/3m ）
每排锚杆数为N ×0.8=14.92×0.8=11.93根 ,取12根。 每米巷道粉刷面积321.572n S B h =+2 B3=B2-2T=4.35-2X0.1=4.15m
故321.572n S B h =+2=1.57×3.65+2×1.335=8.4m 2
每米工程量及材料消耗
运输大巷特征
1)主要施工设备：
选择以液压钻车、侧卸式装载机为主的钻眼爆破掘进作业线，用活动调车法进行调车，利用菱形浮放道岔调车。
施工主要设备表
5.5巷道断面图和水沟断面图
按1:50绘制巷道断面图，按1:25绘制水沟断面图。
5.6施工组织设计
1)爆破作业设计：
①爆破器材选择。选用直径为35mm，重150g，长150mm的药卷。使用煤矿许用2号岩石硝酸铵炸药，起爆电雷管采用8号，130ms延迟的毫秒电雷管；采用矿用防爆型电容式发爆器，型号MFB-100，用串联方式起爆。
②爆破参数的确定。巷道掘进的爆破参数主要有炮眼直径、炮眼深度、炮眼数目和单位炸药消耗量等。
炮孔直径40mm，炮眼深度为2.0m，炸药单耗为，炮孔数目N=qSmη/（ap）N——炮眼数目
q——单位炸药消耗量，kg/3m
S——巷道掘进断面积，m2
m——每个药卷长度，m
η——炮眼利用率
a——装药长度系数，一般取0.5~0.6
P——每个药卷的质量，kg
则N=1.48×13.41×0.15×0.9/（0.5×0.15）≈36考虑到实际布置情况，炮孔数量偏差为1个。空孔直径为40mm
③炮孔布置。采用光面爆破的方法。掏槽采用直眼掏槽的方式，掏槽眼布置在断面中央偏下。周边眼布置在巷道断面轮廓线附近，顶眼和帮眼按光面爆破的要求，各炮眼相互平行，眼底落在同一平面上，并且稍向轮廓线外偏移，一般不超过100 mm。辅助眼要均匀布置在掏槽眼与周边眼之间，炮眼方向垂直于工作面。具体布置情况见炮眼布置图。
④根据实践经验，煤矿岩石巷道掘进采用光面爆破时掏槽眼，辅助眼，控制光爆层的辅助眼和周边眼（顶，帮）的每眼装药数量的比例大致为4:3:2:1。具体装药量见炮孔排列说明简表。
⑤装药结构与起爆顺序。采用反向装药方式；炮眼的填塞，装药之前必须吹洗炮眼，将眼中的岩粉和水吹洗干净。
起爆顺序：应按掏槽眼——辅助眼——帮眼——顶眼——底眼的顺序先后起爆。
⑥电爆网路计算。
i=I=U / (R线+nr）≥i准
I——网络总电流
i——通过每个电雷管的电流A
U——起爆电源电压V取V=900v
R线——网络主线电阻考虑《爆破作业安全规程》规定距离不小于150m
=7.0×0.15=1.1
时取R
线
n——串联电雷管个数取n=36
r——每个电雷管的全电阻取r=4欧
I准——式要求通过每个电雷管的准爆电流按《爆破作业安全规程》规定取I准=2.5A
故i=900v/（36×4+1.1）=5.88A＞2.5A
⑦爆破作业附表。
爆破原始条件
预期爆破效果
装药量及起爆顺序
内蒙古科技大学 采矿学课程设计说明书 题目：斜沟煤矿8号煤层13采区设计学生姓名：史晨飞 学号：1179202105 专业：采矿工程 班级：采矿2011-4班 指导教师：郭灵飞
目录 第一章矿井概况 (1) 1.1矿井地形、地貌、地物及其对开采的影响 (1) 1.1.1 矿井地形 (1) 1.1.2 矿井地貌 (1) 1.1.3 矿井地物 (1) 1.1.4 矿井水系 (1) 1.1.5 气象及地震 (2) 1.2矿井开拓方式及主要井巷的布置形式 (2) 1.3矿井通风方法、主扇工作方式及通风系统情况 (3) 1.4矿井提升运输系统及主要设备配备情况 (4) 1.5矿井工作制度 (4) 第二章开采技术条件 (5) 2.1采区的位置及与相邻采区的关系 (5) 2.2构造形态 (5) 2.2.1区域地层与地质构造 (5) 2.3煤层厚度、倾角、稳定性、结构 (6) 2.4顶底板岩石的物理力学性质、稳定性及坚固性 (7) 2.5其它开采条件 (7) 2.5.1瓦斯含量 (7) 2.5.2自燃发火性 (7) 2.5.3煤尘 (7) 2.5.4水文地质条件 (8) 第三章采煤方法的选择 (9) 3.1采煤方法的选择原则 (9) 3.2采煤方法的技术与经济分析 (9) 第四章采区巷道布置 (13) 4.1采区主要参数的确定 (13) 4.2采准巷道布置 (13) 4.3采区主要设备配备情况 (16) 4.5采区生产系统 (17) 4.6绘制采区巷道布置图 (17) 第五章回采工艺设计 (18) 5.1回采工作面参数选择 (18)
5.1.1工作面长度 (18) 5.1.3作面产量 (19) 5.1.5作面回采率 (21) 5.1.6作业面煤柱尺寸 (21) 5.2回采巷道布置 (21) 5.2.1回采巷道布置方式 (21) 5.2.2断面形状及断面积 (22) 5.2.3支护方式 (22) 5.2.4巷道断面图 (22) 5.3回采工作面设备选择 (24) 5.4回采工作面回采工艺过程 (30) 5.4.1回采工作面的作业形式 (30) 5.4.2回采工作面劳动组织形式 (30) 5.4.3工作面循环方式、昼夜循环数、循环进度 (30) 5.4.4回采工作面工艺 (31) 5.4.5绘制回采工作面布置图 (31) 5.4.6绘制回采工作面循环作业图表 (31) 第六章安全 (34) 6.1.1顶板事故的预防措施 (34) 6.1.2防尘降尘措施 (34) 6.1.3防灭火措施 (35) 6.1.4防治水措施 (36) 6.1.5预防瓦斯煤尘爆炸措施 (37) 6.2安全操作规程 (38) 6.2.1液压支架工操作规程 (38) 6.2.2掘进机司机操作规程 (39) 6.2.3采煤机司机操作规程 (39) 参考文献 (41)
. 土木工程专业基础工程课程设计任务书 ————桩基础设计 一、设计资料 1、某建筑场地在钻孔揭示深度内共有6个土层，各层土的物理力学指标参数见表1。土层稳定混合水位深为地面下1.0m ，地下水水质分析结果表明，本场地下水无腐蚀性。 建筑桩基设计等级为乙级，已知上部框架结构由柱子传来的荷载（作用在柱底即承台顶面）： kN V k 3200=,kNm M k 400=，H = 50kN ； 柱的截面尺寸为：400×400mm ； 承台底面埋深：d=1.5m 。 2、根据地质资料，以第4层粉质粘土为桩尖持力层，采用钢筋混凝土预制桩 3、承台设计资料：混凝土强度等级为C20，轴心抗压强度设计值为kPa f c 9600=，轴心抗拉强度设计值为kPa f t 1100=，钢筋采用HRB335级钢筋，钢筋强度设计值2/300mm N f y = 4、《建筑桩基技术规范》(GJG94-2008) 二、设计内容及要求： 1、按照持力层埋深确定桩长，按照长径比40-60确定桩截面尺寸； 2、计算单桩竖向承载力极限标准值和特征值； 3、确定桩数和桩的平面布置图； 4、群桩中基桩的受力验算； 5、软弱下卧层强度验算； 6、承台结构计算； 7、承台施工图设计：包括桩的平面布置图，承台配筋图和必要的图纸说明； 8、需要提交的报告：任务书、计算书和桩基础施工图。 注：1、计算书打印，按照A4页面，上下左右页边距设置为2.0cm ，字体采用宋小四号 2、图纸采用3号图幅，图纸说明即为图中的说明 3、任务书、计算书和桩基础施工图装订成一册 4、将电子稿按班打包交上来，每人的电子稿名称按照学号+姓名命名
河南理工大学 课程设计报告 课程名称： 姓名： 学号： 班级：
摘要 1、煤层地质概况：单一煤层，倾角20°，煤层厚4m，相对瓦斯涌出量为11 m3/t，二氧化碳涌出量很小，煤尘有爆炸危险，涌水量不大。 2、井田范围：设计第一水平深度540m，走向长度5110m，双翼对开，每翼长1555m，倾向长度2000m。 3、矿井生产能力：设计年产量为120万/t，矿井第一水平服务年限为29年。 4、矿井开拓与开采：用立井主要石门开拓，全矿井共划分4个采区，共40个工作面，上山部分24个，下山部分16个。上山部分服务年限29年，下山部分服务年限20年，在底板开围岩平巷。拟采用采区式通风，在两采区中央上部开回风井。在采区巷道布置中，全矿井有一个采区生产，工作面机采，分上、下山开采，共有一个采煤工作面和一个备用工作面，为准备采煤有2条煤巷掘进，采用2台11Kw局部通风机通风，不与采煤工作面串联。有大型火药库一个，独立回风。 5、井下同时最多人数为200人，回采工作面的最多人数为30人，温度t=18℃；掘进工作面最多人数为15人，掘进工作面绝对瓦斯涌出量为：0.9 m3/min，一次爆破最大炸药量为8kg 。选择任何通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济指标合理等总原则。具体地说，要适应以下基本要求： 1）矿井至少要有两个通地面的安全出口； 2）进风井口要有利于防洪，不受粉尘等有害气体污染； 3）北方矿井，冬季井口需装供暖设备； 4）总回风巷不得作为主要行人道； 5）工业广场不得受扇风机的噪音干扰； 6）装有皮带机的井筒不得兼作回风井； 7）装有箕斗的井筒不得作为主要进风井； 8）可以独立通风的矿井，盘区尽可能独立通风； 9）通风系统要为防瓦斯、火、尘、水及高温创造条件； 10）通风系统要有利于深水平式或后期通风系统的发展变化。
采矿学课程设计 Standardization of sany group #QS8QHH-HHGX8Q8-GNHHJ8-HHMHGN#
采矿工程系 《煤矿开采学》课程设计说明书 课程名称：煤矿开采学 姓名： 学号： 班级： 指导教师： .序论 (2) 第一章．采区巷道布置 (4) 第一节．采区储量与服务年限 (4) 第二节．采区内的再划分 (5) 第三节．确定采区内准备巷道布置及生产系统 (7) 第四节．采区中部甩车场线路设计 (11) 第二章．采煤工艺设计 (18) 第一节．采煤工艺方式的确定 (18) 第二节．工作面合理长度的确定 (22) 第三节．采煤工作面循环作业图表的编制 (23) 小结 (25) 参考文献 (26)
序论 一、目的 1、初步应用《采矿学》课程所学的知识，通过课程设计，加深对《采矿学 课程的理解。 2、培养采矿工程专业学生的动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设 计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。 3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打基础。 二、设计题目 1、设计题目的一般条件 本采区南以F4断层为界，北以相邻采区煤柱为界，上部标高-50m以上为风化带煤柱，下部边界为水平煤柱。 采区走向长度2100m，倾斜平均长度960m,倾角平均为12°。采区共有两层煤，区内地质构造简单，为单斜构造，无断层和褶曲。采区内无大的含水层和地下水，开采条件较好。 运输和回风石门标高分别是-250m和-50m。采区生产能力自定。 2.煤层特征 本采区内赋存4，5号两层煤，4号煤层和5号煤层均为中厚煤层。煤层埋藏稳定，构造简单，煤质中硬，自然发火期为3-12个月。煤岩爆炸指数为34-70％。煤层瓦斯含量小，采区所属矿井为低瓦斯矿井。 煤层特征表
此文档下载后即可编辑 《综合课程设计》教学大纲 课程名称：综合课程设计 英文名称：Integrated Course Project for Communication Systems 总学时：3周，理论学时：实验学时：学分：3 先修课程要求： 电路分析、模拟电子技术、数字电子技术、高频电子线路、通信原理、FPGA原理与应用、Matlab与通信仿真技术、微机原理与接口技术、单片机技术及应用、计算机网络等 适用专业：通信工程 教学参考书： 樊昌信等编，《通信原理（第六版）》，国防工业出版社，2006年 马淑华等编，《单片机原理及应用》，北京航空航天大学出版社，第1版 褚振勇等编，《FPGA原理与应用》，西安电子科技大学出版社，第2版 谢希仁等编，《计算机网络》，电子工业出版社，第4版 1课程设计在培养方案中的地位、目的和任务 《综合课程设计》是配合本科通信工程专业的专业基础课程《通信原理》、《FPGA原理与应用》、《Matlab与通信仿真分析》、《单片机技术及应用》、《计算机网络》而开设的重要专业实践环节。目的是培养学生科学理论结合实际工程的能力，通
过该课程设计，要求学生在掌握通信基本理论的基础上，运用Matlab、FPGA、NS-2等工具对通信子系统或计算机网络进行仿真与设计，并计算基本性能指标，从而提高学生的综合设计实践能力。 另一方面，也可通过课程设计使学生深入理解单片机的基本原理，硬件结构和工作原理。掌握程序的编制方法和程序调试的方法，掌握常用接口的设计及使用。掌握一般接口的扩展方法及接口的调试过程。为学生将来在通信工程、电子信息工程、测试计量技术及仪器、电子科学与技术及其它领域应用单片机技术打下良好基础及应用实践能力。 2 课程设计的基本要求 1. 学习基本设计方法；加深对课堂知识的理解和应用。 2. 完成指定的设计任务和实验任务，理论联系实际，实现书本知识到工程实践的过渡。 3. 学会设计报告的撰写方法。 3 课程设计的内容 1. 无线收发信机部件设计 2. 数字调制与解调器的设计 3. 特殊信号产生器的设计 4. 同步信号提取 5. 编码译码器
《采矿学》课程设计 一、目的 1、初步应用《采煤学》课程所学的知识，通过课程设计 加深对《采煤学》课程的理解。 2、培养采矿工程专业学生的动手能力，对编写采矿技 术文件，包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。 3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计 图纸打基础。 设计题目 某矿第一开采水平上山阶段某采区自下而上开采k1、k2和k3煤层，煤层厚度、间距及顶底版岩性见综合柱状图。该采区走向长度2100m，倾斜长度1000m，采区内各煤层埋藏平稳，平均倾角12度,地质构造简单，无断层，k1煤层较松软,k2和k3属于中硬煤层,是简单结构，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。设计矿井的地面标高为+30 m 煤层露头为-30m.第一开采水平为该采区服务的一条运输大巷布置在k3煤层下方25 m的稳定岩层中,为满足生产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤方法的不同中由同学自行决定.
附表1：设计采区综合柱状图
第一章采区巷道布置 第一节采区储量与服务年限 1、采区的生产能力 采区生产能力选定为150万t/a 2、计算采区的工业储量、设计可采储量 1.采区工业储量 由公式Z g=H*S*(m1+m3)*r (公式1-1) 式中Z g----- 采区工业储量，万t H------ 采区倾斜长度，1000m S------- 采区走向长度，2100m r-------- 煤的容重，1.30t/m3 m i------ 第i层煤的厚度，6.9+3.0+2.2=12.1m Z g=1000*2100*12.1*1.3 =3303.3(万t) 2.设计可采储量 设计可采储量Z k=（Z g-p）*C (公式1-2) 式中：Z k------ 设计可采储量, 万t Z g------ 工业储量，万t
采矿课程设计大纲 前言 采矿课程设计是采矿工程专业实践教学环节的重要一环。它是学生学过《井巷工程》、《采矿学》、《矿井通风安全》等课程，以及通过生产实习之后进行的。其目的是巩固和扩大所学理论知识并使之系统化，培养学生运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高学生计算、绘图、查阅资料的基本技能，为毕业设计奠定基础。 采矿课程设计属教学性设计，题目由指导教师拟定。学生应根据题目按照本大纲的要求，在教师指导下，在规定的时间内认真独立地完成计算、绘图、编写说明书等全部工作。 设计中要认真贯彻《煤炭工业技术政策》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策。设计力争作到分析论证清楚、论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计成果达到较高水平。 课程设计分析论证思路可参看后面的毕业设计指导书相关章节内容。采矿课程设计说明书的撰写、图纸绘制格式及标准，可参看对毕业设计的有关要求并适当从简。 第一章井田地质特征、矿井储量及生产能力 第一节井田地质特征 煤层埋藏条件：煤层层数、倾角、厚度、层间距。煤的容重、硬度、煤层结构。顶底板岩性、表土厚度及性质、风化带深度。 井田内的主要地质构造：断层性质和要素、褶曲分布形态。 矿井涌水量：最大涌水量、正常涌水量。矿井相对瓦斯量。煤尘爆炸性、煤的自燃性。 表1 煤层及顶底岩性特征
第二节 井田范围及储量 井田范围：沿走向长度、沿倾斜长度、井田内煤层面积及井田面积。 矿井工业储量：勘探(精查)地质报告提供的“能利用储量”中的A 、B 、C 三级储量。 矿井设计储量：矿井工业储量减去设计计算的断层煤柱、防水煤柱、井田境界煤柱和已有的地面建筑物、构筑物需要留设的保护煤柱等永久性煤柱损失后的储量。 矿井设计可采储量：矿井设计储量减去工业场地保护煤柱、矿井井下主要巷道及上、下山保护煤柱煤量后乘以采区采出率的储量。 表2 矿井可采储量计算 第三节 矿井生产能力及服务年限 矿井工作制度：全矿年工作日数，日工作班数，每日净提升时数。 矿井生产能力及服务年限：根据可采储量和 关系式，分析确定矿井生产能力和服务年限。 第二章 井田开拓 第一节 井田内划分 工作面总线长计算，保证年产量的工作面长度和个数。区段斜长计算和区段数目的确定。 井田划分为阶段(或盘区)，确定阶段斜长、阶段数目，或盘区上山或下山斜长。确定水平数目、位置和高度，计算水平服务年限。 阶段内的布置方式及参数：采区、分段和分带。 第二节 开拓方案的选定 根据煤层赋存条件、开采技术水平，分析选择进入地下的方式，以及相应的井底车场型 K Z T A K =?
目录 第一章矿区概述及井田地质特征 (2) 第一节矿区概述 (2) 第二节井田地质特征 (3) 第三节煤层特征 (6) 第二章井田境界和储量.................................. 错误！未定义书签。 第一节井田境界............................................ 错误！未定义书签。 第二节矿井工业储量 (10) 第三节矿井可采储量 (11) 第三章矿井工作制度、设计生产能力及服务年限 (14) 第一节矿井工作制度 (14) 第二节矿井设计生产能力及服务年限 (14) 第四章井田开拓 (15)
第一章 矿区概述及井田地质特征 第一节 1.1矿区概述 1.1.1井田位置、范围和交通位置 004煤矿位于山东枣庄市腾南煤田中部，地 岗头 大坞 休城矿 北徐楼矿 望冢 赵坡矿 武所屯矿 留庄矿 王晁矿 庄里矿 级索矿泉上矿 曹庄矿鲍沟 郭庄矿 西岗柴里矿 蔡园矿 蒋庄矿 官柴专线 崔庄矿 岱庄矿 田陈矿 欢城姜屯 滕州市 留庄 姚桥矿 徐庄矿 高庄矿付村矿三河口矿 微山县 郝寨孔庄矿 沛县 薛城区 欢城煤矿 图 例 张汪 官桥 去枣庄 京沪 铁路10 4国 道北 七五矿 欢城矿 微山二号井 大屯 煤电公司京 杭 运 河 384437520523125 389562520523125 389562520486875 384437520486875 级索 河 荆 图1-1 矿井交通位置图
1.1.2地形地貌 井田内地形为—自东向西南缓慢下降的滨湖冲积平原，地面标高+39—+43m。 1.1.3河流及水系 由于靠近南四湖，几乎承受鲁西南地表主要水系的来水，历史上多次泛滥成灾，如1957年遭遇百年特大洪水，导致郭河决堤和湖水泛滥，湖水水位由常年的+33m上涨到+37.01m。但本井田未受洪水淹没。 1.1.4矿区气象地震 本区属季风型大陆气候，历年平均气温13.5°C，最高气温+40.9°C，最低气温-21.8°C。最大冻土深度0.28m，年平均降雨量804.3mm。全年主导风向为东南风，最大风速可达20m/s。 根据山东省地震局（77）鲁震发第83号文“关于腾南矿区地震基本烈度鉴定意见”，本区地震烈度为七度。 1.2井田地质特征 1.2.1井田地形以及井田的勘探程度 腾南煤田发现于1957年底，1959年12月提出《山东省腾南煤田综合普查报告》。1968年10月提出《山东省腾南煤田综合详查报告》。1981年11月提交《腾南煤田(北区)详查地质报告》。1986年9月提出《腾南煤田许厂井田精查地质报告》，报经全国储委审查批准 1.2.2井田煤系地层概述 井田内地层包括：第四系、上侏罗统蒙阴组，上二迭统上石盒子组，下二迭统下石盒子组及山西组，上石炭统太原组，中石炭统本溪组，中奥陶统及下奥陶统。地层特征自上而下分述如下： 1、第四系（Q） 厚122.34~282.74m，平均196.77m，主要由粘土、砂质粘土、粘土质砂、砂及砂砾层组成，属河、湖泊相沉积。 2、上侏罗统蒙阴组（J3m） 井田内最大残厚为225.20m，大部分地区剥蚀殆尽，只在井田南部，小屯向斜的轴部少有残留。主要由砖红色粘土质细粒及中粒砂岩组成，铁、泥质胶结，结构较松散，底部常有一层不稳定的细砾岩。 3、上二迭统上石盒子组（P12） 井田内最大残厚为286.00m，主要保存于孙氏店支2断层以西，小屯向斜的轴部。本组主要由灰绿色砂岩及灰绿、紫红等杂色粘土岩组成。 4、下二迭统下盒子组（P21） 厚31.05~69.80m，平均48.69m，主要由黄绿、灰、紫等杂色粘土岩、粉砂岩、灰绿色砂岩组成，属温湿、干热条件下的河流、湖泊相沉积。 5、下二迭统下山西组（P11） 厚59.90~99.35m，平均83.67m，主要由浅灰、灰白及灰绿色砂岩，深灰、灰黑色粉砂岩、粘土岩及煤层组成，组内岩性变化较大，但以砂岩为主，砂岩比率高，以过渡相沉积为主。 、3号），以3号煤层为主要可采煤层，厚度大，埋藏浅，储量丰本组共含煤3层（2、3 上
目 录 一、已知技术参数和条件 ................................... 1 1.1、地质与水文资料 ................................... 1 1.2、桩、墩尺寸与材料 ................................. 1 1.3、荷载情况 ......................................... 1 二、任务和要求 ........................................... 2 三、计算 ................................................. 3 3.1、桩长的计算 ....................................... 3 3.2、桩的内力计算 ..................................... 4 3.2.1确定桩的计算宽度b1 ........................... 4 3.2.2计算桩的变形系数 ............................ 4 3.2.3计算墩柱顶外力i i i M Q P 、、及局部冲刷线处桩上外力 00M Q P 、、 (4) 3.2.5局部冲刷线以下深度z 处横向土抗力zx P 计算 ....... 6 3.2.6桩身配筋计算及桩身材料截面强度验算 ............ 7 3.2.7柱顶纵向水平位移计算 ......................... 9 四、参考资料和现有基础条件（包括实验室、主要仪器设备等） 10 致谢 . (10)
采矿学课程设计
目录 第一章前言 第二章采区储量与生产能力 第一节采区储量 第二节生产能力与服务年限 第三章开拓方式简介 第一节井筒 第二节大巷 第四章采区准备方式 第一节上山布置与断面 第二节采区车场与硐室 第五章采煤方法 第一节采煤系统和回采巷道布置 第二节采煤工艺 (含工作面循环作业图表) 第三节采煤工作面设备选型 第六章总结与分析
第一章前言 一、设计的目的 1、应用《采矿学》所学的知识，通过课程设计巩固和扩大所学理论知识并使之系统化。 2、培养运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高计算、绘图、查阅资料的基本技能。 3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸奠定基础。 二、矿井开采条件 1、二 1 煤层 二 1 煤层位于组下部，矿区围标高为-600～+300m，埋深约179～1080m。上 距砂锅窑砂岩一般为65.02m，下距L 9 石灰岩7.24m左右。煤层厚度变化较大，厚0～16.26m，平均5.74m，为薄～特厚煤层。 二 1 煤层结构较简单，含1层夹矸，夹矸厚分别为0.14～0.05m，岩性为炭质泥岩。 二 1 煤层顶底板特征： 1）顶板：二 1 煤层直接顶板以砂质泥岩为主，厚0～7.35m，平均1.93m，抗压强度58.5Mpa；老顶大占砂岩，以中粒砂岩为主，厚 1.03～28.52m，平均14.82m，抗压强度44.6～103.5Mpa、抗拉强度4.83～5.23Mpa。二1煤层顶板受滑动构造影响较大，顶板不稳定，不易管理。 2）底板：二1煤层直接底板为砂质泥岩或条带状细砂岩，平均厚7.42m；局部直接底板为粉细砂岩、炭质泥岩及泥岩，采煤过程中，泥岩易遇水膨胀发生地鼓现象。 大部分直接顶板为砂质泥岩，间接顶板为大占砂岩，以中粒砂岩为主，有时可成为直接顶板，厚1.03～28.52m，平均14.82m。大部分直接底板为砂质泥 岩或条带状细粒岩，平均7.24m；间接底板为组L 7～8 石灰岩。 2、煤质 （1）、物理性质 二 1煤层物理性质：二 1 煤层以粉煤为主，为黑～灰黑色，玻璃光泽，粉状、 鳞片状产出，强度很低，手捻即成为煤粉，易污手。煤层中下部常有碎粒或块状
采矿学 课程设计说明书 设计题目: 助学院校: 自考助学专业: 姓名: 自考助学学号: 成绩: 指导教师签名: 河南理工大学成人高等教育 2O 年月日
前言 采矿课程设计是采矿工程专业教学环节的重要一环。它是学生学过《井巷工程》、《采矿学》、《矿井通风安全》等课程，以及通过生产实习之后进行的。其目的是巩固和扩大所学理论知识并使之系统化，培养学生运用所学理论知识解决实际问题的能力，提高学生计算、绘图、查阅资料的基本技能，为毕业设计奠定基础。 采矿课程设计是属于教学性设计，设计题目由指导教师拟定。学生应根据设计题目按照本大纲的要求，在规定的时间内认真、独立地完成计算、绘图、编写说明书等全部工作。 设计中要认真贯彻《煤炭工业技术政策》、《煤矿安全规程》、《煤炭工业矿井设计规范》以及国家制定的其它有关煤炭工业的方针政策。设计力争作到分析论证清楚、论据确凿，并积极采用切实可行的先进技术，力争使自己的设计成果达到较高水平。
目录 1 井田地质特征、矿井储量及设计生产能力 (1) 1.1 井田地质特征 (1) 1.1.1地层 (1) 1.1.2 构造 (2) 1.2 井田范围及储量 (3) 1.2.1 井田境界 (3) 1.2.2 井田储量 (4) 1.2.3 矿井的工业储量 (4) 1.2.4 矿井设计储量 (5) 1.2.5 矿井设计可采储量 (6) 1.3 矿井年储量及服务年限 (8) 1.3.1矿井工业制度 (8) 1.3.2矿井服务年限 (8) 2 井田开拓 (9) 2.1 井田内划分 (9) 2.2 开拓方案的选定 (9) 2.3方案经济比较 (10) 确定方案 (13) 3 采煤方法 (15) 3.1 选择确定采煤方法 (15) 3.2 采区巷道布置 (15) 3.2.1采区主要参数的确定 (15) 3.2.2煤柱尺寸 (15) 3.2.3采区上下山的布置 (16) 3.2.4回采巷道的布置 (16) 3.2.5联络巷的布置 (16) 3.2.6采区车场形式的选择 (16) 3.2.7采区硐室 (18) 3.2.8采区千吨掘进率、采区掘进出煤率及采区回采率 (18) 3.3 回采工艺 (19) 3.1.1综采工作面的主要设备 (20) 3.2.2工作面循环方式和循环作业图表的编制 (21) 参考文献 (24)
《采矿学》（Mining Science）课程教学大纲 88学时 5.5学分 一、课程的性质、目的及任务 《采矿学》课程是采矿工程专业的专业主干必修课，主要讲授现代矿井的采煤方法、准备方式、开拓方式、矿井开采设计的基本原理和主要方法。通过本课程学习，使采矿工程专业的学生对采矿原理、煤矿井下生产系统、环节和开采技术有比较全面和系统的了解，使学生掌握现代煤矿地下开采的基本知识、方法和技术，培养学生从事矿井采掘施工、组织生产的能力，及采煤工艺、采区（盘区或带区）及矿井开采设计的能力，并为今后深入研究开采问题打下理论基础。 二、适用专业 采矿工程专业。 三、先修课程 煤矿地质学、矿山压力及岩层控制。 四、课程的基本要求 1．掌握不同采煤工艺方式的装备、装备配套原则、工艺过程、工艺技术管理及参数确定方法、适用条件、选择采煤工艺方式的依据；掌握选择采煤方法的原则，了解采煤方法的发展趋势。 2．掌握单一长壁采煤法回采巷道布置的基本理论和方法；厚煤层大采高采煤法的特点及适用条件。 3．掌握厚煤层倾斜分层长壁采煤法巷道布置和工艺过程。 4．掌握放顶煤采煤法的基本理论、巷道布置、技术参数、工艺过程和适用条件。 5．掌握急（倾）斜煤层开采的基本理论、不同采煤方法的巷道布置、技术参数、工艺过程及适用条件。 6．掌握准备方式的类型和适用条件。 7．掌握准备巷道布置的基本理论；采区（盘区或带区）设计及技术参数确定方法；了解准备方式的改革及发展趋势。 8．掌握采区（盘区或带区）车场的型式、设计方法和轨道线路设计的基本知识。 9．了解煤田划分井田的方法；掌握矿井储量的分类及计算方法、矿井设计生产能力确定的原则、井田开拓方式分类和井田开拓解决的主要问题及依据。 10．掌握立井、斜井、平硐及综合开拓方式的特点及适用条件。
基础工程 课程设计报告 题目：某多层住宅小区基础工程设计院（系）：土木工程系 专业班级：2013级土木工程1班 学生姓名：**** 学号：13031**** 指导教师：任杰 2016年5月3日至2016年6月7日 课程设计成绩评定表
某建筑工地桩基础工程设计 一、基本设计资料 1.工程概况 某建筑工地，拟建高层建筑小区，地基基础采用桩基础，拟建小区面积长400m，宽300m。建筑物结构传至柱下端的荷载组合为：荷载标准组合，竖向荷载F k=3000KN，弯矩M k=200KN*m，荷载准永久组合，竖向荷载F Q=2000KN，弯矩M k=150KN*m,荷载基本组合，竖向荷载F=4000KN，弯矩M=300KN*m。桩径选择在0.5~1.2m之间取值，承台埋深2m。 2.地勘资料 地基土物理力学指标 根据钻探揭露情况及上述试验统计成果，并结合当地建筑经验，地基土物理力学指标评价见下表，地下水位位于地表以下5m处。 3.主要材料
混凝土：材料自选。 钢筋：主筋用HRB335，其它的自选。 4.计算方法 极限状态设计法（正常使用极限状态设计和承载能力极限状态设计）。 5.设计依据与参考资料 1)《建筑地基基础设计规范》（GB5007-2011）； 2)《建筑桩基技术规范》（JGJ94-2008） 3)《基础工程》教材； 4)提供的技术资料； 二、选择桩型、桩长 采用直径为800mm、长为1+1+4+1-2+0.2+0.1=5.3m的钻孔灌注桩，混凝土用C30，钢筋主筋采用HRB345，其他HPB300，经查表得fc=14.3N/mm2, ft=1.43N/mm2；fy=fy’=300N/mm2。初选第五层（强风化泥岩）作为持力层，桩端进入持力层不得小于0.2d=0.16m,同时不小于0.2m,所以实际取0.2米；初选承台底面埋深2m，桩顶嵌入承台不宜小于50mm，取0.1m。 三、确定单桩竖向承载力特征值R a 1.根据桩身材料确定，初选配筋率ρ=0.4%，ψc=0.8，计算得
《采矿学》课程设计大纲 一、目的 1、初步应用《采矿学》课程所学的知识，通过课程设计，加深对《采矿学》课程的理解。 2、培养采矿工程专业学生动手能力，对编写采矿技术文件，包括编写设计说明书及绘制设计图纸进行初步锻炼。 3、为毕业设计中编写毕业设计说明书及绘制毕业设计图纸打基础。 二、设计题目 设计题目一、二一般条件：某矿第一开采水平上山阶段某采（带）区自下而上开采Kl和K2煤层，煤层厚度、层间距及顶底板岩性如下表所示。该采（带）区走向长度3000m，倾斜长度1100m，采（带）区各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1煤层属简单结构煤层，硬度系数f=2，K2煤层属中硬煤层，各煤层瓦斯涌出量较低，自然发火倾向较弱，涌水量也较小。设计矿井的地面标高为+30m，煤层露头为-30m。第一开采水平为该采（带）区服务的一条运输大巷布置在K2煤层底板下方25m处的稳定岩层中，为满足该采（带）区产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤方法不同由设计者自行决定。 设计题目一、二煤层倾角条件：题目一：设计题目的煤层平均倾角为8°；题目二：设计题目的煤层平均倾角为16°。 设计采（带）区煤层及顶底板情况 设计题目三、四一般条件：某矿第一开采水平上山阶段某采（带）区开采K1煤层，
煤层平均厚度3.5m，顶底板岩性如下表所示。该采（带）区走向长度2500m，倾斜长度980m，采（带）区各煤层埋藏平稳，地质构造简单，无断层，K1煤层属简单结构煤层，硬度系数f=0.3，该采（带）区K1煤层具备突出危险性，瓦斯含量为12m3/t。设计矿井的地面标高为+30m，煤层露头为-30m。第一开采水平为该采（带）区服务的一条运输大巷布置在K3煤层底板下方25m处的稳定岩层中，为满足该采（带）区产系统所需的其余开拓巷道可根据采煤方法不同由设计者自行决定。 设计题目三、四煤层倾角条件：设计题目三的煤层平均倾角为12°；设计题目四的煤层平均倾角为20°。 设计采（带）区煤层及顶底板情况 三、课程设计容 1．采区或带区巷道布置设计； 2．采区中部甩车场线路设计或带区下部平车场（绕道线路和装车站线路）线路设计； 3．采煤工艺设计及编制循环图表。 四、进行方式 学生按设计大纲要求，任选设计题目条件中的煤层倾角条件1或煤层倾角条件2，综合应用《采矿学》所学的知识，每人独立完成一份课程设计。设计者之间可以讨论、借鉴，但不得相互抄袭，疑难问题可与指导教师共同研究解决。本课程设计要对设计方案进行技术分析与经济比较。 五、设计说明书容 第一章采（带）区巷道布置 第一节采区或带区储量与服务年限
基础工程课程设计 课程名称：《基础工程》 设计题目：柱下独立基础课程设计 院系：土木工程学院 专业：道路、桥梁、隧道工程年级：2009级 姓名：李涛 学号：20090710149 指导教师：李文广 徐州工程学院土木工程学院
2011 年12 月15 日 目录 1、柱下独立基础设计资料 2、柱下独立基础设计 2.1 基础设计材料 2.2 基础埋置深度选择 2.3地基承载力特征值 2.4 基础底面尺寸的确定 2.5 验算持力层地基承载力 2.6 基底净反力的计算 2.7 基础高度的确定 2.7.1 抗剪验算 2.7.2 抗冲切验算 2.8 地基沉降计算 2.9 配筋计算 3 软弱下卧层承载力验算 4《规范》法计算沉降量 5地基稳定性验算
5 参考文献 6设计说明 附录 基础施工图 一、基础设计资料 2号题 B 轴柱底荷载： ① 柱底荷载效应标准组合值：KN F k 1615=，m KN M k ?=125，KN V k 60=； ② 柱底荷载效应基本组合值：KN F 2099.5=，m KN M ?=162.5，KN V 78=。 持力层选用4号粘土层，承载力特征值240=ak f kPa ，框架柱截面尺寸为500×500 mm ，室外地坪标高同自然地面，室内外高差450mm 。 二、独立基础设计 1.选择基础材料：C25混凝土，HPB235钢筋，预估基础高度0.8m 。 2.基础埋深选择：根据任务书要求和工程地质资料， 第一层土：杂填土，厚0.5m ,含部分建筑垃圾； 第二层土：粉质粘土，厚1.2m , 软塑，潮湿，承载力特征值 ak f = 130kPa 第三层土：粘土，厚1.5m , 可塑，稍湿，承载力特征值 ak f = 180kPa 第四层土：全风化砂质泥岩，厚2.7m ,承载力特征值ak f = 240kPa 地下水对混凝土无侵蚀性，地下水位于地表下1.5m 。 取基础底面高时最好取至持力层下0.5m ，本设计取第三层土为持力层，所以考虑取室外地坪到基础底面为m 3.75.15.02.15.0=+++。由此得基础剖面示意图如下：
摘要 本设计基于响水煤矿地质条件，设计煤层为2号煤层，采区设计年产量为1.20Mt/a。 采区内2号煤层厚5-6.5m，平均6m，倾角6°-8°，平均7°左右，局部含夹矸，结构较简单、稳定，属于低瓦斯煤层。经计算，采区工业储量3223.16Mt，保护煤柱损失量300.27Mt，设计可采储量2922.89Mt。 根据采区地质条件，提出三个技术上可行的准备方案。方案一：一煤一岩上山；方案二：两条岩石上山；方案三：两条煤层上山。通过技术经济比较，最终确定使用方案二。为保证单个工作面产量达到采区设计生产能力，计算出工作面长度为200m。工作面采用“三八”制作业，两班割煤、一班检修，截深0.6m，每个采煤班割2刀。采用沿空留巷技术，区段间不留煤柱。经计算，采区实际生产能力为1.26Mt/a，服务年限为24.4年。 设计采用综采工艺，采高6m，用全部垮落法处理工作面的采空区，通风方式为U 型通风。根据生产技术条件及三机配套原则，确定工作面设备为：采煤机型号MG300-W、液压支架型号ZZ4400/18/38，刮板输送机型号SGZ-764/264。 关键词：2号煤层；采区布置；综采工艺；U型通风；沿空掘巷。
ABSTRACT This design is based on the xiangshui mine geological conditions, the design of 2 # coal seam of coal seam, the mining area design annual production capacity of 1.20 Mt/a. Within the mining area no. 2 coal seam thickness of 5-6.5 m, an average of 6 m, 6 ° ~ 8 °inclination, an average of around 7 °, local containing dirt band, structure is simple, stable, belongs to the low coal seam gas. Through calculation, the mining area industrial reserves 3223.16 Mt, protective coal pillar loss 300.27 Mt, design of recoverable reserves of 2922.89 Mt. According to the mining geological conditions, the paper puts forward three feasible in technique preparation plan. Solution a: a coal rock up the hill; Scheme 2: two rock up the hill; Solution 3: two coal seam up the hill. Through the technical and economic comparison, finally determined using scheme 2. In order to ensure the production capacity of a single working face production reaches mining area design, calculate the working face length of 200 m. Face adopt \"38\" manufacturing, two class cut coal, a class of overhaul, and cut 0.6 m deep, each coal class 2 cutter. By adopting the technology of along the empty left lane, section between the coal pillar. By the calculation, the actual mining production capacity of 1.26 Mt/a, length of service is 24.4 years. 6 m design using fully mechanized process, mining height are broken, with the working face goaf caving method, all the data, for the u-shape ventilation ventilation way. According to the production technological conditions and principles of form a complete set of compressors, determine the equipment as follows: the coal mining machine number, hydraulic support model ZZ4400 MG300 - W / 18/38, scraper conveyor type SGZ - 764/264. Key words: no. 2 coal seam; Mining area layout; Fully mechanized process; U-shaped ventilation; Roadway driving along goaf.
目录 目录 (1) 《基础工程》课程设计 (2) 1 工程概况 (5) 1.1 工程地质资料 (5) 1.2 荷载情况 (5) 2 初步选择持力层，确定桩型和尺寸 (5) 3确定单桩承载力标准值 (5) 4 初步确定桩数及承台尺寸 (5) 5 群桩基础的单桩承载力验算 (6) 6确定群桩承载力设计值 (6) 7 降量验算 (7) 8 软弱下卧层的验算 (7) 9 承台设计计算 (9) 9.1承台抗弯设计验算 (9) 9.2承台抗冲切验算 (10) 9.3承台剪切验算 (11) 附图1 (12) 附图2 (13) 附图3 (14) 附图4 (15) 附图5 (16)
《基础工程》课程设计 设计题目：柱下钢筋混凝土桩基础 适用专业：地质15-1 一、课程设计基本要求 1、课程设计目的 利用所学基础工程课程的理论知识，能够独立完成一个较完整的基础设计与计算过程，从而加深对所学理论的理解与应用。 2、课程设计建议 在复习本学期课程理论知识后，收集并阅读相关设计规范和参考书后进行本课程设计任务。 二、课程设计设计资料 1、工程设计概况 某城市新区拟建一栋15层框架结构的办公楼，其场地位于临街地块居中部位，无其它邻近建筑物，地层层位稳定，场地地质剖面及桩基计算指标见工程地质资料。试设计柱下独立承台桩基础。 （1）地基基础设计等级为乙级； （3）柱的截面尺寸为：450mm×600mm； （4）承台底面埋深：d=2.0m（也可自行按规范要求选定）； （5）根据地质资料以及上部荷载情况，自行选择桩型、桩径和桩长； （7）桩的类型：预制桩或者灌注桩（自行斟酌设定）； （8）沉桩方式：静压或者打入（自行斟酌设定）。 （9）方案要求尽量先选择以粉质粘土为持力层，若不满足要求，再行选择卵石或岩石层作为持力层，并作简要对比说明。 2、荷载情况 已知上部框架结构由柱子传至承台顶面的荷载效应标准组合：轴力F=(8300-10n)kN，弯矩M x=(80+2n)kN·m，M y=(750-n)kN。（其中，M x、M y分别为沿柱截面短边和长边方向作用；n为15）。 3、工程地质资料
《采矿学》课程设计说明书 学院： 班级： 姓名： 学号： 指导教师： 中国矿业大学 2013年6月
目录 第一章采区巷道布置---------------------------------------------------- 1 第一节采区储量与服务年限 ------------------------------------------- 1 第二节采区内的再划分 ------------------------------------------------- 6 第三节确定采区巷道布置及生产系统 ------------------------------- 8 第四节采区中部车场线路设计 ---------------------------------------12 第二章采煤工艺设计 ----------------------------------------------------21 第一节采煤工艺方式的确定 ------------------------------------------21 第二节工作面合理长度的验证 ---------------------------------------31 第三节采煤工作面循环作业图表的编制 ---------------------------33
第一章采区巷道布置 第一节采区储量与服务年限 ?设计条件和思路： 1、采区生产能力选120万t/a 2、计算采区工业储量，设计可采储量 3、该采区走向长度3600m，倾斜长度1100m 一、工业储量的计算 该采区走向长度3600m，倾斜长度1100m 井田工业储量的计算 γ? S Z L ? ? =M g 式中 Z——矿井工业储量，万t； g L——采区走向长度，m； S——采区倾斜长度，m； M——煤层厚度，m； γ——煤的容重，t/ m3；取值为1.30 该井田包含两层中厚煤层，由于该煤层稳定，地质条件简单，因此取Z g=Z d 上煤层工业储量：Z g=3600×1100×3.5×1.30=1801.8万t 下煤层工业储量：Z g=3960000×2.5×1.30=1287万t 则矿井工业储量为：Z g=1801.8+1287=3088.8万t