Автор: Пользователь скрыл имя, 14 Мая 2013 в 01:50, курсовая работа
Целью курсового проектирования является приобретение навыков в расчете и конструировании специфических узлов дробилок, а также выработка умения применять теоретический материал при решении практических задач.
В работе были определены конструктивные параметры механизма: ширина выходной щели, угол захвата α, диаметр D, длины валков L, частоты их вращения n, и потребляемая мощность N; был произведён расчёт ведущего вала вальца; в экономической части проекта определяются основные технико-экономические показатели проектируемой машины.
η – число оборотов вала в минуту, η = 48об/м (по прототипу)
М = 7162(34,46/48) = 5141,7 Н*м
Определяем действующий на вал горизонтальные и вертикальные составляющие.
Находим окружное усилие соответствующее результирующее усилие:
pрез = 2х5141,7/1,1 = 10270 Н
Находим проекции результирующего усилия на оси x и y.
Px = 10270х cos24o20' = 9367,4 Н
Py =10270х sin24o20' = 4209,9 Н
Строим эпюры изгибающих моментов. Вал рассматриваем как балку на двух опорах:
а) нагрузка в горизонтальной плоскости
Находим опорные реакции
ΣMa = 0; Px 0,95-HВ1,9 = 0
HВ = Px0,95/1,9
HВ = 9,367х0,95/1,9 = 4,68 кН
ΣMa = 0; Px 0,95-HА1,9 = 0
HА = Px0,95/1,9 (1.2.5)
HА = 9,367х0,95/1,9 = 4,68 кН
Проверка Σх = 0; HА + Px - HВ =0,
4,68-9,36+4,68 =0
0 = 0
Строим эпюру Мкг, кНм
ΣMк1г = Ha0,95;
ΣMк1г = 4,62х0,95 = 4,44 кНм
б) Нагрузка в вертикальной плоскости.
Находим опорные реакции
ΣMб = 0; Ra1,9 + Ру0,95 = 0
Rа = - 4,2 х 0,95/1,9 = -2,1 кН
ΣMa = 0; Rб1,9 + Ру0,95 = 0
Rб = 4,2 х 0,95/1,9 = 2,1 кН
Проверка Σу = 0; RA + Px - PВ =0,
-2.1+ 4.2-2.1 = 0
0 = 0
Строим эпюру Мхб, кНм
ΣМхб = RA0.95,
ΣМхб = 2,1 х 0,95 = 1,99 кНм
Рассчитываем диаметры ступенчатого вал:
где Мг – крутящий момент в горизонтальной плоскости,
Мг = 4,44кН;
Мб – крутящий момент в вертикальной плоскости,
Мб = 2,1кНм.
Сечение I-I:
Диаметр вала определяется по формуле:
где [τ] – допускаемое напряжения, [τ] = 13,75 МПа [ по 2]
Сечение II –II:
Выполняем расчет вала на выносливость общий коэффициент запаса выносливости определяется:
(1.2.10)
где nσ – коэффициент запаса усталостной прочности по нормальным
напряжениям;
nτ – коэффициент запаса усталостной прочности по касательным напряжениям.
где σ 1 – нормальное напряжение, σ 1 = 550МПа;
σmax – максимальное нормальное напряжение;
Кσσ- - коэффициент концентратор напряжений.
где Кσ – коэффициент концентратор,
при σ = 800МПа, и σ = 1,8;
Еσ – масштабный фактор, Еσ =0,2;
βσ – коэффициент качества обработки поверхности, βσ =0,85;
βσ – коэффициент упрочнения частоты, βσ =1,5.
Кσσ=(1,8/0,8+1/0,85-1)1/1,5=1,
где Мn – результирующий крутящий момент, Мn =4,86кНм
Wx=ПD3/32
Wx = 3.14 х 283/32 = 215.4см3
где τ–1 – касательное напряжение, τ = 400 МПа;
- эффективный концентратор напряжения;
τа, τс – касательные напряжения.
τа = τс = τmax/2.
φτ – характеристика циклов нагружения, φτ = 0,06
где Кτ – коэффициент концентрации, Кτ = 1,7;
Еτ – масштабный фактор, Еτ = 0,8;
βτ – коэффициент качества обработки поверхности, βτ = 0,85.
где Wр – геометрическая характеристика продольного сечения, см3.
Определяем общий коэффициент запаса выносливости:
Необходимо выполнения
условия для обеспечения
n > [n] = 1,35;
1,5 > 1,35. Условие выполняется.
Рисунок 2 – Схема для расчёта вала
2 Экономическая часть
В экономической части проекта определяются основные технико-экономические показатели проектируемой машины. По этим показателям производится технико-экономический анализ разработанной конструкции щековой дробилки
Исходные данные для расчета студент получает в процессе проектирования дробилки, а также выбирает дополнительно по соответствующим нормативным материалам.
2.1 Определение эксплуатационной производительности
Сметную сменную производительность, Псм, для новых машин рассчитывают по часовой технической производительности:
где Пт – техническая производительность, Пт = 100,8м3/ч;
tсм – число часов работы дробилки в смену, tсм = 8,2ч;
kв – коэффициент перехода от часовой технической
производительности к
kэ – Коэффициент перехода от эксплуатационной
производительности к сменной, kэ = 0,8.
Годовая эксплуатационная производительность определяется сменной производительностью и числом работы смен в году:
где zсм.г. – число смен работы дробилки в году с учетом выходных и праздничных дней, продолжительности простоев на все виды ремонтов и обслуживания.
где Ти.г. – число часов работы машины в году, Ти.г. = 2025ч.
2.2 Определение удельных капитальных вложений
Удельные капитальные вложения Ку на единицу продукции (на 1м3) определяют по расчетно-балансовой стоимости дробилки и ее годовой производительности:
где К – расчетно-балансовая стоимость дробилки, К = 500000руб;
zсм.г.оп – число смен работы дробилки на отдельной операции,
zсм.г.оп = 247;
zсм.г. – число смен работы дробилки в год на всех операциях,
zсм.г. = 247.
2.3 Определение
удельного расхода энергоресурс
Данный, показатель характеризует экономичность дробилки по различным видам энергоресурсов или расход энергии на заданный объем работ.
Удельный расход энергоресурсов определяется по формуле:
где Э – суммарный расход энергоресурсов дробилкой в смену, кВт·ч.
где Nн – номинальная мощность двигателя, Nн = 47,213кВт.
2.4 Определение себестоимости машино-смены
Себестоимость машино-смены рассчитывают по формуле:
Ссм = Сед + Сам + Собс +Сэн + Сто + Сосн, (2.4.1)
где Сед – сменные единовременные затраты, руб/м-см;
Сам – сменные затраты по амортизационным отчислениям,
приходящиеся на 1 машино-смену, руб/м-см ;
Собс – сменные затраты на обслуживающий персонал, руб/ м-см;
Сэн – сменные энергетические затраты, руб/м-см ;
Сто – сменные затраты на ТО и ТР машины, руб/м-см ;
Сосн – сменные затраты на износ и ремонт сменной оснастки, руб/м-см.
Сменные единовременные затраты:
где Кзс – коэффициент, учитывающий заготовительно-складские расходы,
Kзс =1,04 ;
Cтр – стоимость транспортных расходов, Cтр = 5000руб;
G – масса дробилки, G = 11т;
Кпн – коэффициент, учитывающий плановые накопления
на монтажных работах, Кпн = 1,13;
С – стоимость монтажа, С = 3500руб.
Сменные затраты на амортизационные отчисления, приходящиеся на 1 машино-смену:
где А – амортизационные отчисления на полное восстановление и
капитальный ремонт машины, руб.
где а – норма амортизационных отчислений, а = 12%.
Сменные затраты на обслуживающий персонал Собс принимают в соответствии с числом и квалификацией персонала. Эти затраты определяют с учетом косвенных расходов (25 %) и премиальных надбавок в размере 12,5 %.
где Зтч – часовая тарифная ставка, Зтч =22,95руб/ч.
Сменные энергетические затраты:
где Nдв – номинальная мощность двигателя, кВт;
Свсп – стоимость вспомогательных смазочных и обтирочных
материалов (принимается 1,7 % от расчетно-балансовой
стоимости машины), Свсп = 8500руб.
Сменные затраты на техническое обслуживание и текущий ремонт можно принять 13% от расчетно-балансовой стоимости. Сменные затраты на износ и ремонт сменной оснастки можно принять 5 % от расчетно-балансовой стоимости машины.
Сто = 65000руб;
Сосн = 25000руб.
Ссм = 407,7+267+264,6+8508+55000+
2.5 Определение себестоимости продукции
Себестоимость единицы
продукции определяют по величине ее
себестоимости и сменной
Су = Ссм/Псм, (2.5.1)
Су = 99447,3/396 = 251,1руб/м3.
2.6 Годовой экономический эффект от внедрения
проектируемой дробилки