1

Министерство образования и науки Российской Федерации

Федеральное государственное автономное образовательное учреждение

высшего профессионального образования

«Уральский федеральный университет имени первого Президента

России Б.Н.Ельцина»

Механико-машиностроительный институт

Кафедра металлорежущих станков и инструмента

Хвостикова Анна Игоревна

ОПЫТНО-КОНСТРУКТОРСКАЯ РАЗРАБОТКА

ЭНЕРГОЭКОНОМИЧНОЙ СИСТЕМЫ СТРУЖКОУБОРКИ

ДЛЯ ГАЦ ТОКАРНОЙ ОБРАБОТКИ ДЕТАЛЕЙ ТИПА

«ФЛАНЕЦ И ВТУЛКА»

Магистерская диссертация

по направлению: «Конструкторско-технологическое обеспечение

машиностроительных производств»

магистерская программа: «Металлообрабатывающее оборудование и инструмент»

Заведующий кафедрой _____________ Кугаевский С.С. подпись

Научный руководитель,

доктор наук honoric causa,

профессор РАЕ _____________ Либерман Я.Л. подпись

Студентка гр.МММ-230208 _____________ Хвостикова А.И. подпись

Екатеринбург

2015

2

АННОТАЦИЯ

Научная работа состоит из теоретической части и 14 листов

графических документов. Объем пояснительной записки – 170 листов.

Пояснительная записка включает: 5 частей, 46 рисунков, 5 таблиц, 39

использованных источников и 2 приложения.

СТРУЖКА, СТРУЖКОУБОРКА, ТРАНСПОРТЕР, РЕГУЛИРОВАНИЕ,

АНАЛИЗ, МОДЕРНИЗАЦИЯ, РАСЧЕТ.

Цель работы – опытная разработка и конструирование автоматических и

энергоэкономичных средств уборки стружки в ГАЦ токарной обработки на

примере деталей типа «фланец и втулка».

В ходе научной работы был проведен анализ деталей-представителей и

рассчитан объем стружки при их обработке; проведено ознакомление со

способами снижения энергопотребления транспортирующих машин;

проведен анализ примера планировки цеха и возможных способов

стружкоудаления; проведены выбор и модернизация оборудования для

системы стружкоуборки. В основу системы положено применение трех

видов конвейеров: шнековый, вибрационный и цепной. При включении

конвейеров в систему они были модернизированы и снабжены,

разработанными автором проекта устройствами автоматического

управления, позволяющими существенно снизить их энергопотребление.

Особое внимание уделено общецеховому пластинчатому конвейеру, в

котором предложено применить двойной привод (в головной и хвостовой

частях конвейера). При этом принципиально по-новому решен вопрос о

расположении натяжного устройства конвейера. Предложено его

совместить с головным приводом, для чего проанализированы

конструктивные варианты такого решения и выбрано наиболее простое. В

основу проекта входит разработка и проектирование комбинированного

цилиндро-конического редуктора, являющегося ключевой частью не только

привода цепного конвейера, но и механизма натяжения цепи.

3

Часть работы участвовала во Всероссийском конкурсе выпускных

квалификационных работ 2013 года по специальности

«Металлообрабатывающие станки и комплексы», проходившем в «Южно-

Уральском государственном университете». Работа заняла первое место в

номинации «Подъемно-траспортные машины» (грамота прилагается).

По основным разработкам научной работы были зарегистрированы

следущие патенты Российской Федерации:

1. № 135279 Токарный станок с ЧПУ от 10 декабря 2013года;

2. № 135752 Редуктор от 20 декабря 2013года;

3. № 130978 Вибротранспортер от 10 августа 2013года;

4. № 136510 Электромеханический привод от 10 января 2014года.

Патенты представлены в приложении 2.

4

ANNOTATION

The study consist of theoretical section and 14 drafts. The total number of

pages in explanatory note is 170. Explanatory note involves 5 chapters, 46

illustrations, 5 tables, 39 sources.

CHIP, CHIP REMOVING, CONVEYER, CONTROL, ANALYSIS,

MODERNIZATION, CALCULASHION.

Study purpose is experiment development and design of automatic and

energy-conserving chip removing instrument for turning FMS, in which flanges

and bushes part type are machined.

The author investigates power consumption reduction methods of transport

machines, analyzes example of workshop layout and chip removing methods,

selects and modernize equipment for chip removing system in the course of

study. The system is based on three types of conveyers: worm conveyor,

oscillating conveyor, chain conveyor. The conveyers included in system was

modernized by author designed autocontrol device, which greatly lowers power

consumption. The great attention is attended to apron general conveyer, in which

double drive is invited to apply (the first drive in head part and the second one in

the tail part). The problem of conveyer strainer location was solved the original

way. This way consists in combination of conveyer strainer and main drive, for

which purpose structural variant was analyzed and the simple one was selected.

The one of study main parts is design of combined cylinder-conical reducer,

which is base of chain conveyer and chain strainer devise.

As a result of the work were filed 4 patent applications of the Russian

Federation. All applications were approved. Scientific work includes technical

solutions in following patents RF (see. Appendix 2):

1. № 135 279 CNC lathe from 10 December 2013;

2. № 135752 Reducer from 20 December 2013;

3. № 130978 Vibrating dated 10 August 2013;

4. № 136510 Electromechanical drive from 10 January 2014.

5

СОДЕРЖАНИЕ

Введение………………………………………………………………………..7

ГЛ.1. ГИБКОЕ АВТОМАТИЗИРОВАННОЕ ПРОИЗВОДСТВО И

ЗАДАЧИ, ВОЗНИКАЮЩИЕ ПРИ ПРОЕКТИРОВАНИИ СИСТЕМ

СТРУЖКОУБОРКИ В ГАЦ

1. Общие сведения о ГАП механообработки ………………………………10

2. Структура ГАЦ и место системы стружкоуборки в нем………………14

3. Требования к системе стружкоуборки в ГАЦ и постановка задач

работы …………………………………………………………………………18

ГЛ.2. ПРЕДПРОЕКТНАЯ ПОДГОТОВКА РАЗРАБОТКИ СИСТЕМЫ

СТРУЖКОУБОРКИ

1. Анализ деталей-представителей и заготовок для их изготовления ........21

2. Расчет количества стружки и анализ способов ее подготовки к

автоматизированной уборке …………………………………………………25

3. Анализ заданной планировки ГАЦ, типов транспортирующего

оборудования и выбор структуры системы стружкоуборки ........................41

4. Возможные способы снижения энергопотребления транспортирующих

машин и выбор наиболее приемлемых из них для шнекового,

вибрационного и цепного конвейеров …......................……………………52

ГЛ.3. ВЫБОР И МОДЕРНИЗАЦИЯ ЭНЕРГОЭКОНОМИЧНЫХ

СТАНОЧНОГО И ПРИСТАНОЧНОГО ШНЕКОВОГО И

ВИБРАЦИОННОГО КОНВЕЙЕРОВ

1. Разработка системы оптимального управления шнековым

конвейером ……………………………………………………………….62

2. Совершенствование конструкции и расчет шнекового конвейера ……67

3. Разработка схемы сопряжения оптимально управляемого шнекового

конвейера со станком ……………………………………………………75

4. Разработка системы автоматической подстройки в резонанс

виброконвейера …………………………………………………………78

5. Совершенствование конструкции и расчет виброконвейера ……….86

6

ГЛ.4. ПРОЕКТИРОВАНИЕ ЭНЕРГОЭКОНОМИЧНОГО

ОБЩЕЦЕХОВОГО ЦЕПНОГО КОНВЕЙЕРА

1. Разработка системы оптимального регулирования скорости двух

приводного конвейера ………………………………………………...93

2. Разработка датчика крутящего момента для подсистемы стабилизации

скорости приводов конвейера ………………………………………….98

3. Разработка принципиальных схем комбинированного привода и

механизма натяжения цепи конвейера …………………………………104

4. Тяговый расчет двухприводного цепного конвейера и определение

мощности приводов ……………………………………………………118

5. Расчет и конструирование редукторов хвостового и головного приводов

конвейера ……………………………………………………………….137

6. Компоновка конвейера ... ………………………………………………156

ГЛ.5. ЭКОНОМИЧЕСКИЙ АНАЛИЗ ……………………………………..158

ЗАКЛЮЧЕНИЕ…………………………………………………………….166

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ……………………………………………………168

ПРИЛОЖЕНИЕ 1…………………………………………………………..171

ПРИЛОЖЕНИЕ 2…………………………………………………………..183

7

ВВЕДЕНИЕ

Сегодня невозможно даже представить себе человеческий труд без

машин - технических устройств, предназначенных для частичной или

полной замены людей.

Транспортирующие машины чрезвычайно многообразны. По принципу

действия они могут быть разделены на две группы: машины для

периодического и непрерывного перемещения грузов. К первым относятся

различные грузоподъемные краны, погрузчики, тягачи, некоторые типы

подвесных рельсовых и канатных дорог и т.п. Ко вторым - конвейеры всех

типов, трубопроводный транспорт и др.

Машины непрерывного действия работают без остановки для загрузки

и разгрузки. Они перемещают насыпной груз, располагающийся сплошным

слоем на несущем элементе машины или штучные грузы,

перемещающиеся непрерывным потоком, располагающиеся

последовательно один за другим. Обратное движение несущего элемента в

них может происходить одновременно с движением груза.

Транспортирующие машины промышленного назначения делятся на

внешний и внутренний (внутризаводской) транспорт. Внешний транспорт

служит для доставки на предприятие различного вида сырья и так же

используются и для вывоза готовой продукции и отходов. Внутренний

транспорт предназначен для распределения грузов по предприятию между

цехами и складами, а также в цехах между производственными участками

и отделениями единицами оборудования. Что касается внутрицехового

транспорта, то чаще всего используют конвейеры, электрокары, краны

мостового типа и типа кранов-манипуляторов.

Независимо от принципа действия, назначения и области применения

большинство транспортирующих машин содержит в своем составе

управляемые приводы, включающие в себя двигатели и передаточные

механизмы, связывающие двигатели с исполнительными органами

машины. Работая по определенному алгоритму, двигатели обеспечивают

8

транспортирование грузов машиной по заданной траектории, в заданную

позицию, с заданной или регулируемой скоростью. Чтобы это осуществить,

необходимы соответствующие управляющие устройства.

Управляющие устройства совместно с машиной и ее приводом образуют

систему управления. Если все функции управляющего устройства

выполняет техническое устройство – то система является автоматической.

В настоящее время существует уже большое число систем управления

транспортирующими машинами. Это и системы управления

железнодорожным и автотранспортом, и системы управления робокарами,

и различные средства мониторинга, которыми все чаще оснащаются

конвейеры.

Конвейер – это машина непрерывного транспорта, предназначенная для

перемещения сыпучих, кусковых или штучных грузов.

Конвейеры применяют и для удаления стружки от станков с

непрерывным замкнутым движением несущих рабочих органов,

транспортеры с возвратно-поступательным движением несущего органа и

транспортеры с винтовой рабочей поверхностью.

Развитие станкостроения и возрастающая мощность

механообрабатывающих цехов способствуют значительному повышению

производительности станков. Вследствие этого растет проблема

транспортирования и переработки стружки в энергосберегающем режиме.

Уборка стружки – трудоемкий процесс, и без надлежащей его

механизации это влечет за собой увеличение численности

вспомогательных рабочих, которые заняты на ручной ее транспортировке и

составляют 5 – 7 % от общего числа производственных рабочих,

увеличение производственных площадей, загромождение проездов и т.д.

Только при своевременном удалении стружки производство может

работать нормально.

Проблема автоматизированного сбора и удаления стружки является

одной из важнейших при создании ГПС, так как без ее решения

9

практически невозможна работа станков в условиях отсутствия

вспомогательного обслуживающего персонала.

Автоматизация отвода стружки от станков разрешает следующие

проблемы:

предотвращается концентрация тепла в местах контакта стружки с

узлами станка, что повышает точность обработки;

уменьшается опасность несчастного случая, растут культура и

привлекательность труда;

повышается коэффициент использования станка вследствие

сокращения простоев и др.

В процессе проектирования современных транспортирующих машин

типа конвейеров, лифтов, грузоподъемных кранов и т.п. наряду со

стремлением улучшить их технические характеристики, всѐ больше и

больше уделяется внимание их экономичности. При этом последнюю

понимают как характеристику затрат на изготовление машин и как

критерий оценки расходов, сопровождающих их эксплуатацию. Из

указанных расходов особо выделяют затраты на электроэнергию,

поскольку еѐ стоимость в нашей стране растѐт чрезвычайно быстро и, как

следствие, быстро возрастает и стоимость продукции, вырабатываемой

технологическими комплексами. Процесс автоматической уборки стружки

сопровождается большими затратами энергии и является экономически

очень дорогим.

Полное удаление стружки из зоны обработки является очень важным

при работе без оператора в условиях «безлюдной» технологии, однако это

процесс энергоемкий и затратный. Отсюда следует необходимость не

просто автоматической уборки стружки, но и снижения энергопотребления

за счет систем управления в автоматическом производстве. Это и

обусловило тему настоящего дипломного проекта.

10

ГЛАВА 1. ГИБКОЕ АВТОМАТИЗИРОВАННОЕ ПРОИЗВОДСТВО И

ЗАДАЧИ, ВОЗНИКАЮЩИЕ ПРИ ПРОЕКТИРОВАНИИ СИСТЕМ

СТРУЖКОУБОРКИ В ГАЦ

1.1. Общие сведения о гибком автоматизированном производстве

механообработки

Гибкое автоматизированное производство (ГАП) – автоматизированная

система, в которой на основе соответствующих технических средств и

определенных решений обеспечивается возможность оперативной

переналадки на выпуск новой продукции в достаточно широких пределах

ее номенклатуры и параметров. Начало ГАП было положено в 50-х годах в

связи с созданием станков с ЧПУ. Крупные достижения в робототехнике,

разработка различных АСУ, САПР, появление микропроцессоров резко

расширили возможности создания и внедрения ГАП.

Гибкое автоматизированное производство - принципиально новая

концепция в машиностроении, ведущая к созданию автоматизированного

завода будущего. Новое в концепции ГАП состоит в том, что ей

свойственен централизованный способ организации производства,

предусматривающий как можно более полную обработку деталей на одной

рабочей машине. Новая концепция позволяет полностью интегрировать

весь производственный цикл - от идеи до выпуска готовой продукции -

путем автоматизации всего комплекса процессов производства и

управления на базе ЭВМ и современных достижений в электронике и

приборостроении. Переход с выпуска одного изделия на выпуск другого

осуществляется без остановки технологического и любого другого

оборудования (требуемая переналадка идет параллельно с выпуском

предыдущего изделия).

Появление ГАП — объективная необходимость, вызванная тем, что в

эпоху научно-технического прогресса происходит быстрое моральное

старение многих видов выпускаемой продукции, а также обрабатывающей

техники. Все это вызывает потребность постоянно обновлять

11

производство, внедрять новые технологические процессы,

конструкторские и инженерные решения, научно-технические достижения,

требует повышения гибкости производства, т. е. его легкой

приспосабливаемости к изменяющимся нуждам народного хозяйства, к

растущим запросам населения.

Техническую базу ГАП составляет оборудование с числовым

программным управлением, промышленные роботы и вычислительные

машины, переналадка которых сводится к замене их управляющих

программ.

ГАП не только позволяет значительно (примерно в 2 раза) уменьшить

сроки и стоимость перехода к выпуску нового вида продукции, но и в 2—5

раз повысить производительность труда, существенно (с 0,4—0,5 до 0,85—

0,9) увеличить коэффициент загрузки оборудования и сменности его

работы (с 1,6 до 2) [16].

Обобщенным понятием, распространенным на все организационные

структуры и виды ГАП, является понятие гибкая производственная

система (ГПС).

ГПС - это несколько взаимосвязанных единиц технологического

оборудования, снабженного средствами и системами, обеспечивающими

функционирование оборудования в автоматическом режиме; при этом ГПС

должна обладать свойством автоматизированной переналадки при

переходе на производство новых изделий в пределах заданной

номенклатуры. По организационным признакам ГПС подразделяют на

следующие виды: гибкая автоматизированная линия (ГАЛ); гибкий

автоматизированный участок (ГАУ); гибкий автоматизированный цех

(ГАЦ); гибкий автоматизированный завод (ГАЗ).

ГАЛ и ГАУ состоят из гибких производственных модулей (ГПМ) или

нескольких единиц технологического оборудования.

Под ГПМ понимается единица технологического оборудования,

оснащенная системой ЧПУ и сопутствующими устройствами с

12

программным управлением и функционирующая как самостоятельно, так и

в составе ГПС; при этом все функции, связанные с изготовлением изделия,

должны осуществляться автоматически.

Совокупность единицы технологического оборудования,

промышленных роботов (ПР) и средств оснащения, функционирующая

автономно и осуществляющая многократные рабочие циклы, называется

роботизированным технологическим комплексом (РТК) и представляет

собой разновидность ГПМ.

Характерной особенностью ГПМ является возможность их встраивания

в гибкую автоматизированную линию (ГАЛ) или гибкий

автоматизированный участок (ГАУ).

ГАЛ - это ГПС, состоящая из гибких производственных модулей

(ГПМ), в частности, роботизированных технологических комплексов (РТК)

или другого технологического оборудования, объединенного

автоматизированной системой управления (АСУ).

Особенностью ГАЛ является расположение технологического

оборудования в соответствии с принятой последовательностью

технологических операций. На ГАЛ в отличие от традиционных

автоматических линий можно обрабатывать детали заранее неизвестных

конструкций, которые по технологии обработки аналогичны ранее

изготовлявшимся деталям; при этом обрабатываемые заготовки

перемещаются в транспортной системе только по заранее определенным

маршрутам. Гибкость производства в ГАЛ реализуется применением

станков с ЧПУ, сменой (на станках) отдельных агрегатов, узлов и

многошпиндельных головок.

Гибкий автоматизированный участок (ГАУ) - это ГПС, состоящая из

ГПМ, РТК или другого технологического оборудования, объединенных

АСУ, в которой в отличие от ГАЛ предусмотрена возможность изменения

последовательности использования технологического оборудования, что

обеспечивает оптимальную загрузку последнего и позволяет изготавливать

13

детали в комплекте, необходимом для сборки изделия. В состав ГАУ

может входить автономно функционирующее технологическое

оборудование, не связанное общей транспортной системой с остальным

оборудованием; возможно также выполнение отдельных ручных операций,

например, загрузки-разгрузки обрабатываемых деталей на

приспособлениях-спутниках.

Гибкий автоматизированный цех (ГАЦ) - это ГПС, представляющая

собой совокупность ГАЛ и (или) ГАУ, предназначенных для изготовления

изделий заданной номенклатуры.

Гибкий автоматизированный завод (ГАЗ) представляет собой ГПС,

состоящую из ГАЦ и обеспечивающую выпуск готовых изделий в

соответствии с планом основного производства. В состав ГАЗ могут

входить и неавтоматизированные участки и цехи [17].

Как следует из вышеперечисленного, технологическое и сопутствующее

ему оборудование — основная часть любой ГПС. Однако, согласно ГОСТ

26228-85, в состав ГПС входят и следующие системы:

1. АТСС — автоматизированная транспортно-складская система;

2. АСИО — автоматизированная система инструментообеспечения;

3. АСУ — автоматическая система управления;

4. АСК — автоматическая система контроля;

5. САПР ТП — система автоматизированного проектирования

технологических процессов;

6. АСТПП — автоматическая система технологической подготовки

производства;

7. АСНИ — автоматизированная система научных исследований.

8. АСУО — автоматизированная система уборки отходов (в основном,

стружки);

14

1.2. Структура ГАЦ и место системы стружкоуборки в нем

Рассмотрим подробнее автоматические и автоматизированные системы,

входящие в состав ГАЦ.

Автоматизированная транспортно-складская система (АТСС),

используемая в ГПС, − система взаимосвязанных

автоматизированных транспортных и складских устройств для

укладки, хранения, временного накопления, разгрузки и доставки

предметов труда и технологической оснастки.

Характер производственных процессов в ГПС − неопределенный, в

связи с тем, что при выпуске многономенклатурной продукции

мелкосерийными или среднесерийными партиями невозможно обеспечить

одинаковое или кратное время обработки деталей на разных станках;

неодинаково и время простоев станков, необходимое для их переналадки, и

т. д. Поэтому АТСС используют также для сглаживания прерывистости и

временной неравномерности процессов механической обработки в ГПС

[33].

Автоматизированная система инструментообеспечения (АСИ)

производит автоматическую подготовку и смену инструмента (без

вмешательства людей), необходимого для соответствующей

программы работ. Например, для бесперебойной работы системы в

течение суток в накопителях (магазинах) создается запас

необходимого инструмента (несколько комплектов различного

инструмента). В принципе возможно создание АСИ, которая

обеспечивала бы гибкую работу оборудования до сроков,

ограниченных лишь его надежностью. [34]

Автоматическая система управления (АСУ) – совокупность

управляемого объекта и автоматических измерительных и

управляющих устройств, в которой обработка информации,

формирование команд и их преобразование в воздействия на

управляемый объект осуществляются без участия человека. [35]

15

Автоматическая система контроля (АСК) устанавливает

соответствие между состоянием объекта контроля и заданной

нормой без непосредственного участия человека. Необходимым

условием осуществления автоконтроля в любом его применении

является знание установленной нормы. Норма может быть выражена

в количественной или качественной форме. Бывает прогнозируемый

контроль. [36]

Система автоматизированного проектирования технологических

процессов (САПР ТП) — это автоматизированная система,

реализующая информационную технологию выполнения функций

проектирования. Представляет собой организационно-техническую

систему, предназначенную для автоматизации процесса

проектирования, состоящую из персонала и комплекса технических,

программных и других средств автоматизации его деятельности. [37]

Автоматизированная система технологической подготовки

производства (АСТПП) — совокупность технических средств и

методов автоматизированного проектирования и реализации

технологической системы, обеспечивающих возможность

производства изделий с заданным уровнем качества и в заданных

количествах с наименьшими затратами ресурсов в конкретных

условиях производства с учетом отраслевой системы

технологической подготовки производства. [38]

Автоматизированная система научных исследований (АСНИ)

представляет собой аппаратно-программный комплекс на базе

средств измерительно-вычислительной техники, предназначенный

для проведения научных исследований или комплексных испытаний

образцов новой техники на основе получения и использования

моделей исследуемых объектов, явлений и процессов. [37]

Автоматизированная система уборки отходов (АСУО) (в основном,

стружки) обеспечивает вывод за пределы цеха отходов,

16

образующихся в процессе производства основной продукций. Для

уборки отходов производства применяются ковши, транспортеры,

короба, контейнеры, устройства гидросмыва и др.

С удалением стружки и смазочно-охлаждающей жидкости из зоны

обработки не только облегчается работа режущего инструмента, но и

повышается его долговечность. При высокоскоростном резании в стружку

отводится почти 100% выделяющейся теплоты. Поэтому неотведенная

стружка под воздействием теплоты вызывает деформацию элементов

конструкций станка, а, следовательно, существенно влияет на точность

обработки.

Вид стружки, получаемой при обработке, оказывает существенное

влияние на способ ее отвода. Так, при обработке деталей из стали

образуется сливная стружка, которая особенно неудобна для

транспортировки. Поэтому при обработке часто применяют, по

возможности, различные способы ее дробления. Например, при токарной

обработке используют резцы со стружколомателями, вибрацию при

резании и т.п. На многоцелевых станках стружка с обрабатываемой детали

удаляется с помощью струи СОЖ, специальных щеток и другими

способами. На некоторых многоцелевых станках рабочий стол

располагается вертикально. В результате этого стружка за счет

собственной массы свободно падает на приемник или стружечный

конвейер.

При обработке деталей из чугуна в зоне резания образуется не только

крупная, но и мелкая стружка и пыль, которые осаждаются на трущихся

поверхностях и тем самым ускоряется их износ. Для удаления чугунной

стружки рекомендуется применять централизованную систему отсоса. Она

должна быть сконструирована таким образом, чтобы частицы пыли

отсасывались из-под инструмента. Для удаления мелкой стружки, как

чугунной, так и стальной, в некоторых случаях применяют пневмоотсос в

17

сочетании с подводом сжатого воздуха в труднодоступные места, в

которые может набиваться стружка.

Уборка и транспортировка стружки может производиться как вручную,

так и при помощи транспортирующих устройств, тип и конструкция

которых зависят от вида стружки. Так, для транспортировки сыпучей

стружки, которая образуется при обработке хрупких материалов,

применяют ленточные, скребковые, цепные конвейеры. Для

транспортировки стальной сливной стружки, которая имеет большой

объем при малой плотности, используют шнековые конвейеры.

Стружку, удаленную от отдельных станков, необходимо собирать и

удалять из цеха для последующей очистки, сортировки и переработки. Это

также можно выполнять либо вручную в ящиках и контейнерах с помощью

средств механизации (тележек, тельферов, погрузчиков), либо

автоматически, посредством магистральных транспортеров, проходящих

под полом цеха.

Таким образом, на машиностроительных заводах существует две

системы удаления стружки от станков и из цехов:

1) автоматизированная система изъятия стружки из отдельных станков

и автоматических линий. Стружка подается транспортерами на

магистральные транспортеры, расположенные под полом, которые вывозят

ее за пределы цеха с последующей очисткой и переработкой;

2) механизированная система с использованием ручного труда и средств

механизации, с транспортировкой стружки в контейнерах, ящиках, на

тележках.

Существуют и промежуточные варианты, когда, например,

устанавливаются только магистральные транспортеры для стружки, а

удаление ее от станков производится вручную либо наоборот, когда

стружка из транспортеров станков ссыпается в ящики, которые затем

вывозятся за пределы цеха. Применение той или иной системы

транспортировки и переработки стружки во многом определяет уровень

18

культуры производства на данном предприятии. Вновь строящиеся цехи

машиностроительных заводов, особенно цехи с автоматизированным

производством, оснащаются, как правило, автоматизированной системой

удаления стружки.

На машиностроительных заводах организация удаления стружки

распределяется на следующие основные этапы:

1. Отбор стружки из зоны обработки.

2. Удаление стружки от каждого станка.

3. Удаление стружки от ряда станков (рабочих мест).

4. Удаление стружки из зоны цехового скопления.

5. Транспортировка стружки в зону общезаводского хранения и

переработки стружки. [2]

Система уборки стружки имеет большое значение в структуре гибкого

автоматизированного цеха, так как для бесперебойной работы

металлорежущего оборудования в автоматическом режиме следует

обеспечить регулярное удаление стружки из зоны резания и от станка в

целом по мере ее образования. Система транспортирования стружки

является неотъемлемой частью автоматизированной системы удаления

отходов ГПС.

1.3. Требования к системе стружкоуборки в ГАЦ и постановка

задачи работы

Отходы производства на предприятиях машиностроительной

промышленности поступают на вспомогательные устройства,

предназначенные для очистки, дробления и брикетирования металлической

стружки, регенерации использованных масел, очистки использованных

обтирочных концов, очистки воздуха от пыли и газов и т. п.

Рассмотрим более подробно требования к автоматизированной системе

уборки стружки.

19

В числе основных требований к системе уборки стружки, важное место

занимает энергоемкость, своевременное удаление и надежность удаления

стружки.

Своевременное удаление стружки из зоны резания является важнейшей

задачей, так как в этом случае улучшаются условия резания, исключается

возможность поломки режущих инструментов, получение бракованных

деталей и в целом сокращаются простои.

Металлическую стружку от металлорежущих станков следует удалять

по подпольным конвейерным устройствам или транспортировкой в

специальной металлической таре. Нельзя допускать неорганизованного

удаления стружки и выброса ее около цехов, а тем более смешивания с

обтирочными концами, мусором. При таком удалении стружки возникает

опасность травмирования рабочих, занятых выносом стружки,

захламляется территория предприятия, теряется ценность стружки как

вторичного сырья.[21]

В процессе проектирования современных транспортирующих машин

типа конвейеров, лифтов, грузоподъемных кранов и т.п. наряду со

стремлением улучшить их технические характеристики

(грузоподъемность, быстроходность и пр.) всѐ больше и больше уделяется

внимание их экономичности. При этом последнюю понимают как

характеристику затрат на изготовление машин и как критерий оценки

расходов, сопровождающих их эксплуатацию. Из указанных расходов

особо выделяют затраты на электроэнергию, поскольку еѐ стоимость в

нашей стране растѐт чрезвычайно быстро и, как следствие, быстро

возрастает и стоимость продукции, вырабатываемой технологическими

комплексами.

Следовательно, процесс автоматизированной уборки стружки

сопровождается большими затратами энергии и является экономически

очень дорогим. Поэтому, несмотря на то, что он имеет описанные выше

преимущества перед «ручной» уборкой, его все-таки применяют далеко не

20

во всех ГАЦ. Мощность приводов конвейеров при такой системе уборки

составляет от 15 до 50 кВт, что уже является энергозатратно.

Поэтому проанализировав приведенную выше информацию, становится

ясно, что вопрос разработки энергоэкономичной системы стружкоуборки

носит актуальный характер. Так как в настоящее время существует

большое количество новейших технологий, то направления решения этого

направления могут быть очень разнообразны.

Главная задача настоящей научной работы, в связи с этим, заключается

в опытно-конструкторской разработке автоматической регулируемой

системы уборки стружки, которая была бы энергоэкономичной. Эта

разработка также должна повысить надежность системы стружкоуборки,

снизить энергопотребление применяемых в ней транспортеров, повысить

удобство уборки стружки, снизить затраты финансовых затрат на

конвейеры.

Опытно-конструкторскую разработку, которую намечено проводить,

невозможно вести абсолютно абстрактно, без учета конкретных

производственных условий, поэтому для выполнения работы выбираем

некоторый условный цех, в котором ведется токарная обработка деталей

типа "фланец" и "втулка". Также условно выберем детали-представители,

типа фланец и втулка и размер партии равный 100 деталям.

Определим в таких условиях задачи планируемой работы:

1. Проанализировать детали-представители и рассчитать объем

стружки при их обработке;

2. Проанализировать варианты планировки цеха и возможные способы

стружкоудаления из него;

3. Выбрать и модернизировать оборудование для применения в

энергоэкономичной системе стружкоуборки;

4. Подтвердить экономически правильность принятых проектных

решений.

21

ГЛАВА 2. ПРЕДПРОЕКТНАЯ ПОДГОТОВКА РАЗРАБОТКИ

СИСТЕМЫ СТРУЖКОУБОРКИ

2.1. Анализ деталей – представителей и заготовок для их

изготовления

Как уже отмечалось, условно выбираем детали-представители типа

«фланец и втулка», и проведем их анализ для дальнейшей работы.

Фланец – неотъемлемая часть промышленных агрегатов разного вида.

Область применения фланцев чрезвычайно широка, они применяются как

соединительный компонент труб, также они могут служить соединением

вращающихся деталей. По внешнему виду фланец представляет

конструкцию плоского сечения кольцевой или дисковой формы.

Крепление фланцев осуществляется через диаметрально расположенные

отверстия одного и другого фланца путем резьбового соединения. Это

болты или шпильки, стягивающие два фланца. Различаются фланцы по

размерам, по вариантам соединения между собой, по лицевой форме и

также по вариантам уплотнителей между двумя стыкующимися

поверхностями. В соответствии с ГОСТ 12815-80 фланцы выпускаются

трех видов: фланцы стальные плоские, воротниковые и фланцы свободные

на кольце, закрепленном методом сварки. Фланцы первого вида служат как

соединительный элемент трубопроводов между собой и с аналогичным

фланцем другого элемента системы. Крепятся они к трубе, как

указывалось, либо на резьбовом соединении, либо на сварном. Такие

фланцы способны выдерживать температурные режимы от -75 до 450

градусов, но следует учитывать, что фланцы в зависимости от величины

диаметра самой трубы и предполагаемых величин давления и

региональных условий эксплуатации имеют до десяти подвидов

прокладочных соединений. Плоские фланцы способны выдерживать еще

больший диапазон температур, поэтому их соединяют сваркой, не

используя для прокладок между ними дополнительных материалов.

Воротниковые фланцы крепятся встык, фланцы такого типа

22

распространены для крепления различных приборов, посредством

соединения с фланцами различной арматуры и патрубков дополнительного

оборудования. Соединение с помощью фланца способно обеспечить

прочность, герметичность конструкции, а также упрощает процесс сборки

и разборки.

Рис.1. Фланец, общий вид.

Заготовки фланцев чаще всего выполняют из «трубного» проката,

который максимально приближен к геометрии детали. Экономия

материала при этом достигнет максимального предела. [22]

Втулка - деталь машины, механизма, прибора цилиндрической или

конической формы, имеющая осевое отверстие, в которое входит другая

деталь. В зависимости от назначения применяют втулки подшипниковые,

закрепительные, переходные и др.

Подшипниковая втулка — деталь неразъемного подшипника

скольжения, в отверстии которой вращается цапфа вала или оси. Такая

втулка входит в корпусную деталь с натягом, иногда дополнительно

крепится винтами. Втулки изготовляют из антифрикционных материалов

(чугуна, бронзы, графита, пластмасс); из чугуна или стали с тонким слоем

антифрикционного материала на поверхности трения; из пористых

металлокерамических самосмазывающихся материалов. Применение

23

втулок в подшипниках скольжения сокращает расход дорогостоящего и

обычно дефицитного антифрикционного материала (оловянистые бронзы и

баббиты), а также упрощает ремонт, сводя его к замене изношенной втулки

новой.

Закрепительная втулка – служит для закрепления внутренних колец

подшипников качения и других деталей на цилиндрических участках валов

и осей. Такая втулка выполняется разрезной с наружной конической

поверхностью и затягивается гайкой.

Переходная втулка – служит для установки инструмента с коническим

хвостовиком в шпиндель станка, имеющего отверстие большего размера,

чем хвостовик инструмента.

Для деталей-представителей типа «фланец и втулка» можно

использовать следующие методы получения заготовок: горячая объемная

штамповка на молотах и прессах, горячая объемная штамповка на

горизонтально-ковочных машинах (ГКМ), а также получение заготовки из

проката.

Поковки, изготовляемые на ГКМ, имеют форму тел вращения с прямой

осью. Масса поковок может быть несколько десятков килограммов, но не

превышать 100 кг. На ГКМ можно: производить высадку конусов длинных

(до 3,5 м) прутков и труб; получать изделия типа стержня или трубы с

головкой значительного объема; штамповать осадкой в торец изделия

сложной формы; получать от прутка поковки с прошитыми отверстиями

без отходов металла при просечке.

В качестве исходной заготовки используют пруток круглого или

квадратного сечения, трубный прокат. Штампуют поковки: стержни с

утолщениями и глухими отверстиями, кольца, трубчатые детали со

сквозными и глухими отверстиями. Так как штамп состоит из трех частей,

то напуски на поковки и штамповочные уклоны малы или отсутствуют.

Штамп состоит из трех частей: неподвижной матрицы, подвижной

матрицы и пуансона, размыкающихся в двух взаимно перпендикулярных

24

плоскостях. Пруток с нагретым участком на его конце закладывают в

неподвижную матрицу. Положение конца прутка определяется упором.

При включении машины подвижная матрица прижимает пруток к

неподвижной матрице, упор автоматически отходит в сторону, и только

после этого пуансон соприкасается с выступающей частью прутка и

деформирует ее. Металл при этом заполняет формующую полость,

расположенную впереди зажимной части. Формующая полость может

находиться только в матрице, только в пуансоне, а также в матрице и

пуансоне. После окончания деформирования пуансон движется в обратном

направлении, выходя из полости матрицы. Матрицы разжимаются,

деформированную заготовку вынимают или она выпадает из них.

Штамповка выполняется за несколько переходов в отдельных ручьях,

оси которых расположены одна над другой. Каждый переход

осуществляется за один рабочий ход ползуна. Осуществляются операции:

высадка, прошивка, пробивка. За один переход можно высадить

выступающий из зажимной части матрицы конец прутка только в том

случае, если его длина не превышает трех диаметров. При большей длине

возможен изгиб заготовки, поэтому предварительно необходимо

произвести набор металла. Набор металла осуществляется в полости

пуансона, которой придают коническую форму. [23]

Метод горячей объемной штамповки на горизонтально-ковочных

машинах, который описан выше, наиболее популярен в производстве

втулок и фланцев. Выбираем этот метод, как основной для получения

заготовок выбранных деталей-представителей.

Детали-представители представлены на рис.2

Условно выбираем приблизительные габаритные размеры деталей-

представителей: D = 200 мм, d = 90 мм, Н = 50 мм. Годовая программа

выпуска будет равна 10 000 штук. Для рассматриваемого варианта

производство является среднесерийным. Количество деталей-

представителей в партии 100 штук.

25

Рис.2. Детали-представители.

2.2. Расчет количества стружки и анализ способов ее подготовки к

автоматизированной уборке

Получение рассмотренных деталей-представителей из заготовок, о

которых говорилось выше, сопровождается образованием стружки.

Определим, сколько ее будет получаться в рассматриваемом цехе.

Рассмотрим гибкий автоматизированный цех токарной обработки для

26

деталей типа «фланец и втулка». Так как детали-представители имеют

форму тела вращения, целесообразно применение токарных станков с ЧПУ.

Необходимо учитывать, что в условиях серийного производства

используются универсальные станки, оснащенные как специальными, так

и универсально-сборными приспособлениями, что позволяет снизить

трудоемкость и себестоимость изготовления изделия. Станки

характеризуют по основным параметрам: высота центов (Н) и наибольшая

длина детали (L).

Существуют станки со множеством параметров. Например: Н = 280 мм,

L = 1400 мм; Н = 250 мм, L = 350 мм; Н = 200 мм, L = 700 мм. Так как ни

одно сочетание из представленных параметров не подходит, выбираем

другое оборудование.

Обработка деталей будет производиться на токарных патронных станках

с ЧПУ с высотой центров Н = 200 мм и наибольшей длинной детали L =

350 мм.

Расчет количества стружки производится исходя из расчетов режимов

резания [3].

Начнем с расчета Dб и Dм - наибольшего и наименьшего диаметров

деталей, обрабатываемых на станке.

Dб=(1.. .1,5 )⋅H=(8.. .9)Dм ,

где H – высота центров станка.

Dб=1,3⋅200=260мм,

Dм

=Dб/(8.. .9 )=260/8мм=32,5мм .

Зная Dб и полагая, что наибольшая глубина резания tб при точении равна

наибольшему припуску на обработку, далее находим

tб=C t

3√Dб=0,8

3√260=5,1мм,

где Ct - коэффициент, учитывающий вид обрабатываемого материала.

Для стали Ct =0,8

Далее рассчитываем наименьшую глубину резания

27

tМ=0,7+ 0,025√DМ+ 0,0001 L=0,7+ 0,025√32,5+ 0,0001⋅350=0,9мм .

Затем рассчитываем наибольшее Sб и наименьшее Sм значения подач.

Sб=0,173√Dб+ 0,15(tб−2)=0,17

3√260+ 0,15(5,1−2)=1,6мм,

S м=0,0153

√Dм2=0,015

3√32,52

=0,15мм .

Найдя все предыдущие значения, рассчитываем наибольшую и

наименьшую скорости резания.

Для получения Vб необходимо подставить Cv, Kv, m, x, y, для мягкого

обрабатываемого материала – сталь 45.

Для получения Vм необходимо подставить Cv, Kv, m, x, y, для твердого

обрабатываемого материала – серый чугун.

V Б=

C v

T m⋅t x

⋅S y⋅K v ;

где стойкость инструмента T = 30мин ,

глубина резания t = tm = 0,9мм ,

подача резания S = Sm = 0,15мм ,

Cv, KV, m, x, y – коэффициенты и показатели степени, зависящие от

обрабатываемого материала.

КV =K mV⋅K nV⋅KuV ;

KV – общий поправочный коэффициент, учитывающий фактические

условия резания.

KмV – коэффициент, учитывающий качество обрабатываемого материала.

KnV – коэффициент, учитывающий состояние поверхности заготовки.

KuV – коэффициент, учитывающий материал инструмента.

Далее рассчитываем максимальную скорость резания. Для этого по [11],

стр 261, таблица 1 принимаем коэффициенты и показатели степени,

зависящие от обрабатываемого материала:

KmV=К

Г(750

σв)

nV

;

Для материала инструмента из твердого сплава Т15К6 К Г=1 , nV = 1 ([11],

28

стр 262, таблица 2), для стали 45 σ в=750кг/мм2

;

KmV

=1(750

750 )1

=1

KnV = 0,9 ([11], стр 263, таблица 5).

KuV = 1,0 ([11], стр 263, таблица 6).

КV =1⋅0,9⋅1=0,9

По [11], стр 288, таблица 39 выбираем значения коэффициента Cv и

показателей степени в формуле скорости резания при обработке

инструментом с подачей Sm = 0,15мм

Cv = 420;

x = 0,15;

y =0,2;

m =0, 2;

При периоде стойкости инструмента Т = 30 мин:

vб=420

300,2⋅0,90,15

⋅0,150,2⋅0,9=284,3м /мин .

Далее рассчитываем минимальную скорость резания. По [11], стр 261,

таблица 1 принимаем коэффициенты и показатели степени, зависящие от

обрабатываемого материала:

KmV

=(190

НВ )n

V

Для материала инструмента ВК6 nV = 1,25 ([11], стр 262, таблица 2).

Значение НВ=190, следовательно:

KmV

=(190

190 )1,25

=1 ;

KnV = 0,8 ([11], стр 263, таблица 5).

KuV = 1,0 ([11], стр 263, таблица 6). В результате получим:

КV =1⋅0,8⋅1=0,8 ;

По [11], стр 287, таблица 39 выбираем значения коэффициента Cv и

показателей степени: Cv = 243;

29

x = 0,15;

y =0,4;

m =0,2;

Т = 30 мин ([11], стр 290, табл 40).

vм=243

300,2⋅5,10,15

⋅1,60,4⋅0,8=63,9м /мин .

Зная максимальные и минимальные значения глубины, подачи и

скорости резания, рассчитаем по ним максимальное и минимальное

значение объема стружки:

Максимальный объем стружки определяем по формуле:

V б=Sб⋅tб⋅vб=1,6⋅10−3⋅5,1⋅10

−3⋅17058=0,14м

3/ч ,

Минимальный объем стружки определяем по формуле:

V м=Sм⋅t м⋅vм=0,15⋅10−3⋅0,9⋅10

−3⋅3834=0,00052м

3/ч

Диапазон объема стружки будет изменяться от 0,00052 до 0,14 м3/ч.

В производстве на участке токарной обработки в среднем располагается

около 10-15 станков. Выберем условное количество станков равное 12

штукам. Рассчитаем объем стружки со всего участка:

V б .уч=0,14⋅12=1,68 м

3/ч,

V м .уч

=0,00052⋅12=0,00624 м3/ч .

Объем стружки на участке может варьироваться в диапазоне от 0,00624 до

1,68 м3/ч.

Проанализируем способы подготовки стружки к автоматизированной

уборке.

Стружку можно классифицировать по форме и степени ее дробления.

По форме стружка различается на ленточную и спиральную. Ленточная

стружка сходит в виде путанной или прямой ленты. Спиральную стружку

разделяют на цилиндрическую, винтовую и штопорообразную (рис. 3) [12].

По степени дробления стружка подразделяется на непрерывную,

прерывистую в виде нескольких витков спирали и дробленую. Дробленая

стружка имеет форму полуколец или колец. Одним из условий

30

эффективной работы станков с ЧПУ является дробление стружки. В

первую очередь это относится к токарной обработке, характеризующейся

образованием сливной стружки, которая навивается на обрабатываемую

заготовку и в ряде случаев может вызывать поломку инструмента. На

станках с ЧПУ сложность уборки стружки усугубляется тем, что оператор,

как правило, не может прервать обработку при появлении

неудовлетворительной формы стружки.

Рис.3. Классификация стружки.

а – ленточная прямая и б – путанная; в – непрерывная прямая и штопорообразная;

г – винтовая и д – цилиндрическая; е – прерывистая спиральная винтовая;

ж – цилиндрическая; з – плоская; и – дробленая до 1-1,5 витков и к – до 0,3 – 0,5

витков.

Без дробления стружки невозможна автоматизация процесса ее удаления

из рабочей зоны станка, а так же из цеха. В ГАП проблема удаления

стружки становится еще более важной. В машиностроении около 30 %

металла превращается в стружку. Даже если производить предварительную

обработку литых и кованых заготовок, внедрить обработку заготовок,

полученных методами литья в кокиль, оболочковые формы, по

выплавляемым моделям, то и в этом случае суммарная масса стружки будет

большой. Поэтому уровень автоматизации уборки стружки и степень

прогрессивности используемого при этом оборудования и система

управления должны быть не ниже, чем у других систем ГАП.

Уборка стружки сводится к решению трех самостоятельных проблем:

1. Обеспечению дробления стружки при обработке заготовки;

2. Автоматизированному удалению стружки из станка;

3. Созданию системы автоматизированных транспортных средств

для удаления стружки из ГАП.

31

Многие станки с ЧПУ снабжают конвейерами для удаления стружки.

Выбирая оборудование для ГАП нужно помнить, что одним из требований

к станку является наличие системы автоматического удаления стружки.

Автоматическая система удаления стружки проектируется вместе с ГАП.

Надежность системы удаления стружки также должна быть не ниже

надежности других систем.

Удовлетворительной формой стружки будем считать прерывистую и

дробленую стружку. Очень мелкая стружка тоже не всегда желательна. Она

разлетается в разные стороны, забивает поры, отверстия, канавки станка и

приспособления, полости обрабатываемой заготовки, схваты робота;

препятствует установке и режиму заготовки; требует большого времени

для удаления и очистки поверхностей.

Разработано достаточно большое число различных способов дробления

стружки, которые могут обеспечить эффективное дробление при обработке

различных материалов. Классификация этих способов приведена на рис.4

[12]. При естественном дроблении стружки ее разрушение происходит в

результате деформации о естественные препятствия (поверхность

заготовки и резца).

Искусственное дробление стружки предусматривает использование

устройств или приспособлений, которые обеспечивают разрушение или

разделение стружки. Сложность использования способов искусственного

дробления стружки на станках с ЧПУ заключается в том, что они или

значительно ухудшают условия работы инструмента и снижают его

стойкость, или требуют использования устройств, которые нуждаются в

специальной настройке и снижают возможности станков. В отличие от

искусственных, способы естественного дробления стружки практически не

влияют на производительность обработки и не требуют усложнения

конструкции станка. Наиболее эффективным из всех способов

искусственного дробления стружки является использование

стружкозавивательных канавок на передней поверхности инструмента.

32

Ри

с.4. С

по

соб

ы с

труж

код

роблен

ия

33

Стружкозавивательные канавки обеспечивают достаточно устойчивое

дробление стружки для большого диапазона обрабатываемых материалов и

режимов резания. Дробление стружки осуществляется в результате ее

деформации о поверхность заготовки или резца. Стружкозавивательные

канавки создают такую траекторию движения стружки, которая

обеспечивает деформацию, достаточную для разрушения стружки.

Стружкозавивание и стружкодробление – два разных процесса. Они

происходят одновременно, но имеют разную физическую природу.

Стружкозавивание – процесс, обусловленный неравномерностью усадки

стружки по площади поперечного сечения среза. Неравномерность степени

деформации по толщине среза определяет завивание в плоскости,

перпендикулярной передней грани, или вертикальное завивание.

Неравномерность степени деформации по ширине определяет завивание в

плоскости передней грани (боковое завивание). Стружкодробление –

процесс разрушения уже сформированной стружки. Встречая препятствие,

в стружке возникает напряжение. Когда напряжение превысит предел

прочности, стружка разрушается.

Известно, что траекторией движения тела, участвующего в двух

вращательных движениях вокруг не пересекающихся осей, будет винтовая

спираль. Завитая стружка характеризуется радиусом, шагом, углом наклона

оси витка к основной плоскости и углом наклона оси витка к главной

секущей плоскости (углом схода стружки). Параметры витка стружки

определяются главным образом радиусами завивания в двух взаимно

перпендикулярных направлениях.

Спиральная стружка может взаимодействовать с поверхностью

заготовки и резца по одной из схем, приведенных на рис.5. Наиболее

благоприятными для разрушения стружки являются схемы на рис.5, а, в, д,

когда стружка упирается в поверхность резания или главную заднюю

поверхность резца и дробится при разгибании на кольца и полукольца.

34

Рис.5.Схемы взаимодействия стружки с естественными препятствиями.

При остальных схемах стружка сходит по касательной к поверхности

заготовки или резца с образованием непрерывной спиральной стружки.

Траектория движения стружки, схемы ее взаимодействия с естественными

препятствиями и условия дробления стружки определяются действием

геометрических параметров резца (передний угол, угол наклона главной

режущей кромки), формой и размерами стружкозавивательных канавок,

физико-механическими свойствами обрабатываемого материала и

режимами резания. Для определенных параметров режущего инструмента

и обрабатываемого материала дробление стружки может наблюдаться

только в определенном диапазоне режимов резания. Для завивания

стружки наиболее широкое распространение получили

стружкозавивательные канавки. Для завивания стружки имеют значение

радиус и ширина канавки, расстояние от канавки до режущей кромки, угол

между режущей кромкой и осью канавки. В зависимости от режимов

резания и формы передней грани возможны четыре варианта

взаимодействия стружки и канавки (рис.6). Если толщина среза меньше

фаски, последняя исполняет роль плоской передней грани (стружка и

канавка не взаимодействуют друг с другом). Если толщина среза

соизмерима с фаской, то стружка взаимодействует только с начальным и

конечным участками канавки.

35

Рис.6. Схемы взаимодействия стружки с канавкой в зависимости от подачи.

Сила, действующая на стружку, вызывает появление изгибающего момента

и дополнительную деформацию, но радиус стружки остается больше

радиуса канавки. Если толщина среза больше фаски, то стружка

взаимодействует с канавкой по всему профилю (радиусы стружки и

канавки равны).

При дальнейшем увеличении величины среза канавки оказывает на

деформацию ограниченное воздействие (радиус стружки превышает

радиус канавки).

Отмеченные особенности взаимодействия стружки с канавкой учтены с

ГОСТах, где предусмотрено два типа канавок: тип 1 – канавка одна, тип 2 –

канавка двойная (первая - для малых подач, вторая – для больших).

Одной из особенностей станков с ЧПУ является разделение во времени

подготовки управляющей программы, когда технолог-программист

назначает режимы резания и выбирает тип режущего инструмента, наладки

станка и обработки заготовки по готовой программе. При этом технолог

программист, как правило, не имеет никакой информации о форме стружки

в задаваемой области режимов резания и возможностях той или иной

геометрии передней поверхности резца. Таким образом, он не имеет

возможности контролировать режимы резания при дроблении стружки.

Разработка подобной информации позволит на этапе программирования

обработки решать вопросы получения удовлетворительной формы

стружки.

36

При использовании инструмента с напаянными твердосплавными

пластинами получение стружкозавивательных канавок осуществляется

заточкой. Заточка обеспечивает получение большого многообразия

параметров канавки, которые подбирают для каждой комбинации

обрабатываемого материала и режимов резания. При этом трудно добиться

постоянства формы канавок при переточке. Разнообразие форм канавок и

их непостоянство не позволяют оценить возможности дробления стружки в

конкретных условиях обработки и получить информацию об областях

дробления стружки, приемлемую для использования вследствие ее

неопределенности.

Положение изменилось с внедрением сменных многогранных пластин

(СМП). Стружкозавивательные канавки на многогранных пластинах

получают на стадии их формирования при изготовлении методами

порошковой металлургии. В связи с эти форма стружкозавивательных

канавок стандартизирована. Каждый тип пластины изготавливается с одной

или двумя формами канавок. Вместе с тем, все параметры канавок от

пластины к пластине остаются одинаковыми. При установке СМП в

державках резцов, когда пластина устанавливается под углом 6-8° к

основной плоскости, все параметры режущего инструмента, кроме углов в

плане, являются вполне определенными и постоянными. Это значительно

сокращает число факторов, определяющих дробление стружки. Таким

образом, при обработке одного материала пластиной с выбранной формой

стружкозавивательных канавок область дробления стружки будет

определяться только режимами резания и главным углом в плане резца.

Воспользуемся диаграммами стружкодробления для определения

области дробления стружки в координатах "глубина резания – подача".

Если в этих координатах выделить область устойчивого дробления

стружки, то ее форма и расположение будут практически неизмеримы для

определенной комбинации обрабатываемого материала и инструмента.

Диаграммы стружкодробления могут служить в качестве информации о

37

форме стружки, при подготовке управляющих программ для станков с

ЧПУ. Учитывая крайне незначительное число форм стружкозавивательных

канавок пластин, выпускаемых промышленностью, при построении

диаграмм для групп обрабатываемых материалов их количество будет

невелико, что обеспечит удобную работу с ними. Основным достоинством

диаграмм стружкодробления является их наглядность и простота

использования. Кроме использования их при выборе и проверке режимов

резания диаграммы стружкодробления могут использоваться при анализе

возможностей дробления стружки при сравнении различных форм канавок.

Построение диаграмм проводилось в лабораторных условиях на

токарно-винторезном станке 1К62 с использованием стандартных резцов

[12]. Скорость резания выбирали по действующим нормативам после

определения глубины резания и подачи. Учет влияния главного угла в

плане производится построением отдельных диаграмм стружкодробления

для углов 45, 60, 75, 90°, которые являются наиболее распространенными в

стандартных державках резцов. Использовались квадратные и трехгранные

пластины с одинаковой формой стружкозавивательных канавок.

Квадратные пластины устанавливались в державках с главным углом в

плане 45, 60 и 75°, а трехгранные – с главным углом в плане 90°.

Диаграммы стружкодробления строились в следующей

последовательности.

1. Выбирался диапазон измерения глубин резания и подачи, который

разбивался на интервалы. Глубина резания менялась до 4 мм с

интервалом 0,5 мм. Подача менялась до 0,61 мм/об и выбиралась из

ряда подач, которые обеспечиваются станком с интервалом 0,1 – 0,15

мм/об.

2. Выбиралась скорость резания для различных комбинаций глубин

резания и подач, и определялись соответствующие числа оборотов

шпинделя станка. Устанавливалась глубина резания и производилось

38

точение со всеми выбранными подачами. Форма стружки для каждой

комбинации глубины резания и подачи отмечалась согласно принятой

классификации. Граница перехода к дробленой стружке исследовалась

дополнительно с целью ее уточнения на ближайших подачах с

минимально возможным интервалом. После обработки на одной

глубине резания переходили к следующей и повторяли обработку с

изменением подачи. После проведения обработки на всех режимах

резания на диаграмме выделялась область устойчивого дробления

стружки. Кроме нее можно выделять переходную область, где

образуется стружка в виде отрезков спирали. Эта область, как правило,

граничит с областью устойчивого дробления стружки и является зоной

неустойчивого дробления стружки, где периодически могут

образовываться длинные спиральные стружки, которые относятся к

неудовлетворительной форме. В такой последовательности строились

диаграммы стружкодробления при различных главных углах в плане.

Рис.7. Диаграммы стружкодробления: φ = 45° (а), φ = 60° (б), φ = 75° (в), φ = 90° (г),

φ = 45° (д), φ = 60° (е), φ = 75° (ж), φ = 90° (з).

На рис.7 приведены диаграммы, построенные для стандартных пластин

39

с канавками типа 1 и 2 при обработке стали 40Х использовались пластины

SNMM120412 и пластины TNMM220412. Форма и размеры

стружкозавивательных канавок показаны на рис.8. Пластины с формой

канавок типа 1 по ГОСТ обеспечивают дробление стружки на подачах

около 0,4 мм/об. Это объяснятся тем, что стружка отрывается с полоской

передней поверхности пластины раньше, чем достигнет

стружкозавивающего порожка. Большой диаметр витка на глубинах

резания более 3 мм при малых углах в плане вызывает появление

непрерывной спиральной стружки. Таким образом, такой тип канавок

может использоваться главным образом при чистовой обработке или при

работе с большими главными углами в плане.

Рис.8. Пластины с канавками по ГОСТ 19052-80.

Одной из характерных черт всех диаграмм стружкодробления является

наличие широких областей дробления при главных углах в плане 75° и 90°,

которые лежат выше 0,8 - 1 мм глубины резания. С изменением формы

канавки более существенные изменения формы и расположения областей

дробления стружки наблюдаются при малых главных углах в плане.

Диаграммы стружкодробления позволяют решить вопрос о дроблении

стружки на стадии подготовки управляющих программ для станков с ЧПУ.

Это позволит резко снизить время откладки и внедрения, повысить

40

качество управляющих программ и надежность работы станков с ЧПУ.

Если канавка расположена параллельно режущей кромке, то она влияет

только на вертикальное завивание стружки, поскольку одинаково изменяет

степень деформации во всех сечениях, перпендикулярных передней грани.

Чтобы влиять так же на боковое завивание стружки, ось канавки должна

быть расположена под углом к режущей кромке.

В [12] испытаны пластины с канавками, образующими угол с режущей

кромкой (рис.9). Глубина канавок является переменной величиной. Она

увеличивается у вершины пластины. Канавки уже заданной геометрии

сообщают стружке боковое завивание. Стружка при завивании встречает на

своем пути заднюю поверхность резца и ломается. Опытная партия

пластин из сплавов марки Т5К10 и Т15К6 была испытана, диаграммы

дробления показаны на рис.10. Область устойчивого дробления стружки

для главных углов в плане 45° и 60° расширена при глубинах резания 1–

2мм.

Рис.9. Пластины, созданные

УПИ С.М.Кирова.

Рис.10. Диаграммы стружкодробления для

φ = 45° (а), φ=60° (б), φ = 75° (в).

41

Вопрос о дроблении стружки, если рассматривать его широко, остается

открытым. До сих пор отсутствуют теоретические предпосылки, которые

могли бы дать возможность прогнозировать этот процесс в широком

диапазоне режимов резания и геометрических параметров инструмента для

разных обрабатываемых материалов. Эмпирические данные, в том числе

предложенные выше, справедливы лишь для определенных условий. [12]

Тем не менее, будем ориентироваться на естественное дробление стружки,

за счет выбора геометрии режущего инструмента. Так как искусственные

способы дробления значительно ухудшают условия работы инструмента и

снижают его стойкость. Большинство способов искусственного дробления

стружки увеличивают трудоемкость обработки. При естественном дроблении

стружка образующаяся на участке, будет прерывистой и дробленой, то есть

будет удовлетворительной формы для транспортирования.

2.3. Анализ заданной планировки ГАЦ, выбор типов

транспортирующего оборудования и структуры системы стружкоуборки

Для большего удобства необходимо правильно разместить станки на

проектируемом участке. Станки могут устанавливаться в несколько рядов

вдоль пролета, поперек него или под углом. Принимаем поперечное

расположение станков в два ряда, для лучшего использования площади.

Такое расположение станков наиболее удобно, т. к. в свободном пролете

можно дополнительно расположить, например, тару для стружки или

пристаночный кран. Условное расположение станков показано на рис.11.

Будем использовать эту расстановку как исходную планировку.

В нашем случае, стружка может удаляется из зоны обработки под

тяжестью собственного веса.

В зависимости от особенностей производства и количества образующейся

стружки рекомендуется принимать следующие решения:

42

Рис.11. Расположение станков на участке.

a) при количестве стружки до 0,3 т/год на 1 м2 площади цеха, а

также в случае обработки на участке заготовок из разнородных

материалов, стружку целесообразно собирать в специальную тару и

доставлять на переработку напольным транспортом. Тара

устанавливается между станками (обычно между тыльными

сторонами) так, чтобы станочники или вспомогательные рабочие

могли ссыпать в неѐ стружку, собираемую от станков. За вывоз из

цеха собранной в бункеры стружки отвечает общезаводское

отделение по переработке стружки. В этом случае нет

необходимости в проектировании и установке специальных

транспортно - накопительных машин;

b) при количестве стружки 0,3 – 0,65 т/год на 1 м2 производственной

43

площади цеха предусматривают линейные конвейеры вдоль

станочных линий со специальной тарой в конце конвейера в

углублении на подъѐмнике. Заполненная стружкой тара вывозится

на накопительную площадку или участок переработки;

c) если на 1 м2 площади цеха приходится 0,65 – 1,2 т стружки в год

при общем количестве не менее 3000 т в год, рекомендуется

создавать систему линейных и магистральных конвейеров, которые

транспортируют стружку на накопительную площадку или

бункерную эстакаду, расположенную за пределами цеха, для

погрузки в автосамосвалы.

Для выбора необходимого оборудования проведем анализ

стружкоуборочных конвейеров.

Автоматизация удаления стружки, как уже отмечалось, включает

получение требуемой формы стружки (дробление); отвод стружки от станка;

удаление стружки от автоматической линии или ГПС. Транспортирование

стружки может осуществляться:

конвейерами, установленными ниже уровня пола, на которые

стружка попадает от отдельных станков;

с помощью автоматических транспортных тележек, которые

перемещают стружку, собранную в конвейеры, в позицию разгрузки.

Отвод стружки осуществляется транспортными устройствами,

эффективность которых зависит от правильно выбранного типа и размеров в

зависимости от конкретных условий.

При этом учитывается форма стружки, материал, объем и масса

стружки, расход СОЖ, особенности оборудования (свободное место, зона

обработки, сменность работы и др). Некоторые типовые устройства для

транспортирования стружки от различных групп станков приведены в

таблице 1. [13]

44

Устройства транспортирования стружки. Таблица 1.

Пластинчатые транспортеры имеют большую универсальность.

Основные сборочные единицы пластинчатых конвейеров: пластинчатое

полотно, ходовые ролики, тяговый орган, приводная и натяжная станции.

Пластины полотна, имеющие в поперечном сечении прямоугольную или

45

трапецеидальную форму, выполняют штампованными. Ходовые ролики

крепят к пластинам (через несколько пластин) с помощью коротких

консольных или сквозных осей. В качестве тягового органа, на котором

закреплены пластины, применяют одну или две пластинчатые или

круглозвенные цепи. Изгибающийся пластинчатый конвейер имеет одну

круглозвенную цепь.

Приводная концевая станция включает электродвигатель, муфту,

редуктор и приводной вал с ведущей звездочкой. Возможна установка

промежуточных приводов гусеничного типа, у которых на приводной цепи

закреплены кулаки, взаимодействующие со звеньями тяговой цепи

пластинчатого конвейера. Натяжная станция, обычно расположенная в

хвостовой части конвейера, снабжена винтовым или гидравлическим

натяжным устройством.

Достоинства пластинчатых конвейеров: возможность

транспортирования мелкой стружки по криволинейной трассе с малыми

радиусами закруглений; меньшие сопротивления перемещению и расход

энергии, чем в скребковых конвейерах; возможность установки

промежуточных приводов, что позволяет увеличить длину конвейера в одном

ставе.

Скребковые транспортеры широко применяются для удаления стружки

от станков и автоматических линий. Стружка непрерывно проталкивается и

выгружается скребками, укрепленными на двух боковых цепях. Движение

тяговая цепь получает от привода, а первоначальное натяжение — от

натяжного устройства. Разгрузка конвейера может производиться в любом

месте через отверстия в дне желоба, перекрываемые шиберными

задвижками или затворами. Такие транспортеры могут преодолевать

подъемы до 60°, требуют малого ухода и имеют сравнительно низкую

стоимость.

46

Скребковый конвейер, применяемый обычно для транспортировки

сыпучих материалов, представляет собой желоб, в котором движется

бесконечная цепь со скребками, перемещающими материал. Загрузка может

производиться в любой точке конвейера, разгрузка – через отверстия в

желобе, открываемые заслонками, или в конце конвейера. Форма и высота

скребка являются главными признаками, по которым скребковые конвейеры

разделяют на конструктивные типы. Различают конвейеры со сплошными и

контурными (фигурными) скребками. Сплошные скребки бывают высокие и

низкие.

Достоинствами скребковых конвейеров являются простота конструкции;

возможность герметичного транспортирования пылящих, газирующих и

горячих грузов. К недостаткам относятся, интенсивный износ ходовой части

и желоба, особенно при перемещении абразивных грузов, поскольку скребки

и в большинстве случаев тяговая цепь трутся о желоб в среде груза;

значительный расход энергии из-за трения груза и ходовой части о желоб;

измельчение груза при транспортировании волочением, что для одних грузов

нежелательно, а для других (например, для кокса) недопустимо;

эксплуатационные трудности транспортирования грузов с прочными, трудно

разрушаемыми кусками, так как залинивание таких кусков между скребками

и желобом (трубой) создает значительные нагрузки на тяговую цепь и может

вызвать поломку конвейера.

Скребково-штанговый транспортер применяют в основном в цехах при

токарной обработке, когда образуется большое количество витой стружки. В

стальном коробе приварены наклонные ерши, препятствующие смещению

стружки при ходе штанги назад. На штанге приварены по всей длине ерши.

Гидропривод перемещает штангу вперед и назад, стружка при рабочем ходе

захватывается ершами и подается на шаг вперед, а при движении штанги

назад стружка задерживается ершами. Такой транспортер имеет очень

высокую производительность, но не может транспортировать мелкую

стружку.

47

В качестве скребков в скребковом транспортере толкающего типа

использованы поворотные пластины, которые при прямом ходе опираются на

конструктивный элемент и перемещают стружку. При обратном ходе

пластина поднимается и практически не перемещает стружку. Плохо

транспортирует витую, длинную стружку.

Вибрационный транспортер осуществляет транспортирование стружки

за счет использования сил инерции стружки и сил трения о поверхность

лотка. Для обеспечения направленного движения стружки необходима

асимметрия этих сил при возвратно-поступательных колебаниях лотка,

которая достигается созданием гармонических колебаний лотка от

эксцентрикового привода.

Достоинствами виброконвейеров являются: незначительное измельчение

перемещаемого груза в процессе транспортирования, ничтожный износ

грузонесущего органа, простота конструкции транспортных установок, почти

полное отсутствие трущихся и быстроизнашивающихся деталей, легкость

обслуживания и ухода, невысокая энергоемкость, безопасность

эксплуатации, возможность загрузки и разгрузки в любой тоске става,

возрастание эффективности при транспортировании под уклон.

Шнековый транспортер предназначен для сыпучих, мелкокусковых,

пылевидных, порошкообразных материалов.

В машиностроительных цехах шнековый транспортер применяется для

транспортировки мелкой, дробленой, короткой и витой стружки от станков.

Нецелесообразно при помощи шнеков перемещать липкие, высоко

абразивные, а также сильно уплотняющиеся грузы. К положительным

свойствам шнеков относятся несложность технического обслуживания,

простота устройства, небольшие габаритные размеры, герметичность,

удобство промежуточной разгрузки. Отрицательными качествами шнеков

являются значительное истирание и измельчение груза, повышенный износ

желоба и винта.

Магнитный транспортер состоит из замкнутой цепи, на которой

48

смонтированы постоянные магниты. При перемещении цепи магниты

увлекают за собой стружку по лотку.

Магнитный конвейер используется для транспортировки всевозможных

металлических предметов в горизонтальном или наклонном направлениях.

Магнитный конвейер относят к надежным грузопереносным системам.

Материалы на магнитный конвейер могут загружаться рабочими или

благодаря использованию приспособлений. Магнитный конвейер может

применяться как в закрытых помещениях, так и вне производственных

помещений.

Главной сущностью запуска магнитного конвейера оказывается его

неостанавливаемость. Это верно и если транспортером считают механизм для

транспортировки предметов на близкие дистанции, и когда магнитный

конвейер приобретается для непрекращающегося создания стружки.

Иной важной характеристикой магнитного конвейера является простота

ремонта. Поэтому при изготовлении магнитного конвейера рассматривается

как происходит ремонт магнитного конвейера и как снизить время

ремонтного техобслуживания.

Гидроконвейеры применяют при условии обильного охлаждения

инструмента в зоне обработки. Стружка перемещается в струе жидкости

самотеком и требует наклона лотка в сторону движения. Для проталкивания

предусмотрена труба с соплами, через которые жидкость под давлением

перемещает стружку по лотку в отстойник.

Стремлением облегчить отвод стружки из зоны резания привело к тому,

что в многоцелевых станках стали предусматривать свободное пространство

под зоной резания; в токарных станках свободному ходу стружки

способствует наклон суппорта под углом к горизонту; в станках наибольших

размеров для корпусных деталей рабочую поверхность стола выполняют

вертикально и т.д. [13]

49

Проанализировав достоинства и недостатки вышеперечисленных

конвейеров, перейдем к выбору стружкоуборочных конвейеров для

автоматизированной системы уборки стружки в ГАЦ.

Для уборки стружки из зоны обработки удобнее использовать

шнековый транспортер, т. к. он предназначен для перемещения мелких

материалов и его чаще применяют в машиностроительных цехах для

транспортировки мелкой, дробленой, короткой и витой стружки от

станков.

Для удаления стружки от станка к цеховому транспортеру удобнее

использовать вибрационный конвейер. Так как он отличается

простотой конструкции транспортных установок, легкостью

обслуживания и ухода, очень малым изнашиванием грузонесущего

органа.

Чтобы убрать стружку из цеха, выбираем общецеховой пластинчатый

конвейер, т. к. он универсален и может выдержать большие нагрузки.

Для проектируемого цеха, выбираем механизированную систему уборки

стружки, которая будет располагаться под полом. В состав этой системы

будут входить три основных конвейера – шнековый, вибрационный и цепной

конвейеры. Таким образом, можно представить, что в цехе представляется

разветвлѐнная сеть транспортѐров.

Шнековый конвейер встраиваем в станок с ЧПУ, и перемещает стружку из

зоны обработки на вибрационный конвейер. Вибрационный конвейер

располагается под полом и перемещает стружку на общецеховой цепной

транспортер, который выводит стружку из цеха. Следует отметить, что при

данной системе стружкоуборки не требуется вмешательства человека, так как

уборка стружки полностью автоматизирована.

Воспользуемся исходной планировкой, но уже интегрируем в нее

выбранные транспортеры. Такая схема размещения конвейеров представлена

на рис. 12.

50

Рисунок 12. Схема размещения конвейеров ГАЦ.

Можно осуществить уборку стружки без виброконвейера, то есть стружка

передается из зоны резания на шнековый конвейер, а после сразу попадает на

общецеховой. В этом случае, станки расположены так же, только меняется

положение общецехового конвейера. Так как оборудование расположено в два

ряда, необходимо будет расположить цепной конвейер возле каждого ряда

станков так, чтобы стружка из шнекового конвейера сыпалась на него. Такая

схема расположения конвейеров представлена на рис.13.

51

Рис.13. Схема расположения конвейеров в ГАЦ без виброконвейера.

В процессе проектирования современных транспортирующих машин все

больше уделяется внимание их экономичности. Особо выделяют затраты на

электроэнергию, поскольку ее стоимость в нашей стране расчет чрезвычайно

быстро. Поэтому разработка энергоэкономичных транспортеров актуальна в

наши дни.

52

2.4. Возможные способы снижения энергопотребления

транспортирующих машин и выбор наиболее приемлемых из них для

шнекового, вибрационного и цепного конвейеров

Способы снижения электроэнергопотребления транспортирующих машин,

применяемые сегодня, весьма разнообразны. Некоторые из них уже

становятся классическими и распространяются всѐ шире. Это, например,

замена релейно-контакторной аппаратуры управления машинами

низковольтной электроникой, отказ от таких ещѐ недавно популярных

способов торможения электродвигателей как динамическое торможение и

торможение противовключением, при которых в тепловые потери на

резистивных элементах разного рода превращается до 60% кинематической

энергии движущихся частей электроприводов.

В настоящее время регулирование скорости электродвигателей

транспортирующих машин производится преимущественно с помощью

бесступенчатых регуляторов питающего их напряжения - его уровня или

уровня частоты. Приводы с такими регуляторами наиболее экономичны. При

торможении и при опускании грузов подъемно-транспортными машинами

они, как и приводы с релейно-контакторным управлением, часть

электроэнергии могут возвращать в сеть, работая в режиме рекуперации, хотя

в отличие от них, где рекуперация получается естественным путѐм, для этого

их снабжают специальными модулями.

Рекуперационные модули выполняются и включаются в регулируемый

привод по-разному. Так, по способу их введения в наиболее перспективный

сегодня асинхронный частотно-регулируемый привод последний можно

разделить на три типа [27]. К первому может быть отнесен привод с

активным выпрямителем, имеющий силовую часть, приведенную на рис. 14,

а. Ко второму типу относится привод с преобразователем частоты с

дополнительным тиристорным инвертором, показанный на рис. 14, б. Третий

тип на рис. 14, в по принципу выполнения силовой части аналогичен

первому, но активный выпрямитель в нѐм обладает некоторой "автономией",

53

позволяющей управлять им, в определѐнной мере, независимо от других

блоков привода.

Рисунок 14. Функциональные схемы силовой части ПЧ с рекуперацией: а - с активным

выпрямителем в составе преобразователя; б - с отдельным тиристорным инвертором; в - с

отдельным активным выпрямителем.

Все три типа приводов отличаются друг от друга стоимостью и

энергетическими характеристиками. Зачастую по сравнению с приводами без

рекуперации они дороже в 1,5 - 1,6 раза. Тем не менее, эксплуатационные

расходы электроприводов они могут снижать довольно значительно - до 25%.

Снижение, однако, зависит от режима эксплуатации подъѐмно-транспортной

в)

б)

а)

54

машины. Если машина работает, в основном, с постоянной скоростью и

грузы большой массы опускает редко, то применение рекуперационных

модулей может быть экономически совсем неэффективным. В противном же

случае они могут быстро окупаться - в течение 1,5 - 2 лет.

В то время как рекуперация электроэнергии - способ снижения

электропотребления, применимый в достаточно специфических условиях,

существуют и способы энергосбережения, рассчитанные на менее

ограниченное использование. Это, в частности, способы сокращения

мощности, потребляемой приводами, путѐм уменьшения еѐ потерь

непосредственно в агрегатах привода - в двигателях и преобразователях

частоты.

Потери в двигателе имеют различную физическую природу и

локализуются в его разных элементах - в статоре, роторе и др. Они

складываются из электрических, магнитных, механических и так называемых

добавочных составляющих [28]. Электрические потери возникают в обмотках

статора и ротора, и их мощности РЭС и РЭР определяются, прежде всего,

плотностью тока и падением напряжения в этих обмотках, а они, в свою

очередь, - сопротивлением обмоток. Магнитные потери порождаются

гистерезисом и вихревыми токами, главным образом, в статоре. Мощность

магнитных потерь РМС зависит от конструкции стальных элементов статора и

от способа их изготовления - от наклѐпа при штамповке, от особенностей

замыкания листов стали в пакете, от их толщины и пр. Причинами

механических потерь, имеющих мощность РМЕХ, являются трение в

подшипниках, в скользящем контакте "щѐтка - кольцо", трение ротора о

воздушную среду... Последнее создаѐт вентиляционные потери, в которые

также включают мощность кинематической энергии отходящего от двигателя

воздуха и потери в вентиляторе, если он применяется. В ряде случаев

двигатели охлаждаются не воздухом, а водородом или водой, и

соответствующие потери также относят к вентиляционным и учитывают в

РМЕХ. Что касается добавочных потерь мощности РДП, то они вызваны

55

наличием в двигателе полей рассеяния, пульсаций поля в зубцах ротора и

статора и существенно зависят от строения зубцов.

Влияя на факторы, создающие перечисленные потери, в процессе

конструирования и производства двигателя, можно увеличить полезную

мощность на его валу РДВ, повысить его КПД

ηДВ=1−РЭС+РЭР+РМС+РМЕХ +Р ДП

Р ДВ+РЭС+РЭР+РМС+РМЕХ +Р ДП

и сделать его более энергоэкономичным. Аналогично, через факторы,

создающие потери, можно повышать энергоэкономичность и

преобразователей частоты.

Мощность потерь преобразователей обычно представляют как сумму

мощности потерь выпрямителя РВ и мощности потерь инвертора напряжения

РИ [29]. Мощность РВ выражается в виде

РВ=РВХ +РВВ+РСФ .

Здесь РВХ - мощность потерь в обмотках входных коммутирующих

реакторов, РВВ - мощность потерь в вентилях выпрямителя, РСФ - мощность

потерь в обмотках сглаживающего фильтра на выходе выпрямителя.

Мощность РИ можно представить как

РИ=РСК+РВЫХ ,

где РСК - мощность потерь в силовых ключах инвертора, РВЫХ - мощность

потерь в обмотках его выходного реактора. Отсюда КПД преобразователя

частоты

ηПЧ=1−РВХ +РВВ+РСФ+РСК+Р ВЫХ

РПЧ +РВХ+Р ВВ+РСФ+РСК+РВЫХ,

где РПЧ - активная мощность, передаваемая преобразователем двигателю.

Величину ηПЧ сегодня повышают двояко: за счѐт совершенствования схем

преобразователей и путѐм применения прогрессивных элементов. Первое

направление чаще всего реализуют с помощью новых вариантов входных и

выходных реакторов, связывающих преобразователь с сетью питания и с

двигателем. Также реакторы обеспечивают некоторое уменьшение РВХ и РВЫХ,

56

но их эффективность обычно не более 3 - 5 %. Несмотря на существенные

различия новых схем, большинство преобразователей частоты имеют общие

принципиальные решения в силовой части. Новые же элементы (GTO -

тиристоры, транзисторы типов IGBT, MOSFET, MCT и др.) дают

возможность сократить энергопотребление преобразователей за счѐт

уменьшения РВВ и РСК до 10 - 12 %. Причѐм это без учѐта значительной

экономии затрат на обслуживание приводов и ремонты.

Рассмотренные способы сокращения потерь энергии в электроприводах в

настоящее время позволяют получать КПД последних

0,93.0,91÷=ηη=η ПЧДВП

Однако, это возможно только при рациональном управлении ими. Но

управление приводами - лишь часть управления транспортирующей машиной

в целом, а потому закон управления, оптимальный для электропривода,

может быть далеко не оптимальным для всей машины. Это вызвано тем, что в

элементах машины, приводимых в движение электроприводом, возникают

свои потери энергии. Как правило, они обусловлены силами сопротивления

типа сил трения и возрастают с увеличением производительности машины и

скоростей движения еѐ механизмов. Но высокая производительность машины

требуется не всегда. Поэтому для снижения потерь зачастую целесообразно

снижать указанные скорости. Уменьшение скорости электропривода при это

может сопровождаться уменьшением его КПД, но для всей мощности он

может возрасти, поскольку рост потерь привода может перекрываться

сокращением потерь в других частях машины. Примером может служить

транспортер с гидросистемой, содержащей гидронасос с частотно-

регулируемым электроприводом. Насос как устройство преобразования

энергии имеет свой коэффициент полезного действия ηН - отношение

механической энергии, приложенной к валу, к гидравлической энергии,

получаемой в напорном трубопроводе насосного агрегата. Характер

изменения ηН в зависимости от расхода жидкости Q при различных скоростях

вращения показан на рис. 15 [30].

57

Рисунок 15. Характер изменения ηН в зависимости от расхода жидкости Q

при различных скоростях вращения.

Максимум КПД насоса с уменьшением скорости вращения смещается

влево и снижается. Анализ требуемого изменения скорости насосного

агрегата при изменении расхода в гидросистеме показывает, однако, что с

уменьшением расхода снижение скорости вращения имеет практический

смысл. Если рассмотреть работу агрегата при расходе меньше номинального,

то нельзя не заметить, что в этих режимах действительно целесообразно

работать с пониженной скоростью вращения. Коэффициент полезного

действия насоса будет выше, чем при работе с номинальной скоростью, и

если рост ηН превысит возможное уменьшение ηП (что не исключено из-за

несовпадения QНОМ и номинальной частоты вращения двигателя), то

получается экономия энергии при эксплуатации всей гидросистемы.

Как отмечается в работе [29], довольно большой эффект от экономии

энергозатрат можно получить также путем уменьшения масс механизмов

транспортирующих машин, повышения качества взаимодействия их деталей,

58

коррекцией переходных процессов в агрегатах, применением

многодвигательных конструкций.

Замена одного двигателя двумя и более с сохранением суммарной

мощности дает позитивный результат, поскольку суммарный момент инерции

двух двигателей в рамках одной серии оказывается меньше момента инерции

одного двигателя полной мощности. Этот результат убедительно

демонстрируется, например, опытом эксплуатации мощных

двухдвигательных конвейеров, построенных на относительно недорогих и

надежных устройствах плавного пуска и регулирования скорости

асинхронных электродвигателей с фазным ротором с преобразователями

частоты типа "ЭРАТОН-ФР", разработанными ЗАО "ЭРАСИБ" [31]. В основу

устройств положена схема, подобная показанной на рис.14 б, а сами они

выглядят так, как изображено на рис. 16.

Рисунок 16. Структурная схема пускорегулирующего устройства двухдвигательного

конвейера на базе "ЭРАТОН-ФР".

Согласно [31], пускорегулирующее устройство каждого двигателя

"ЭРАТОН-ФР" представляет собой последовательное соединение двух

транзисторных инверторов напряжения (роторного - ИР и сетевого - ИС) с

59

накопительным конденсатором в промежуточном звене постоянного тока.

Инверторы управляются по закону синусоидальной широтно-импульсной

модуляции и обеспечивают плавный пуск и регулирование скорости

электродвигателей за счет обмена энергией между ротором каждого

электродвигателя и высоковольтной питающей сетью. Для электромагнитной

совместимости ИС с сетью в преобразователе использован "синусный" LC-

фильтр, который не пропускает высокочастотные составляющие напряжения

сетевого инвертора в питающую сеть.

Роторный инвертор преобразователя "ЭРАТОН-ФР" обеспечивает плавное

нарастание момента электродвигателя до пуска и плавное бесступенчатое

увеличение скорости электродвигателя в процессе разгона за счет векторного

управления моментом электродвигателя с сохранением постоянного

заданного динамического момента (постоянного ускорения) в процессе всего

пуска. Темп разгона программируется. В процессе разгона конвейера ИР

электропривода обеспечивают выравнивание токов роторов

электродвигателей. После окончания разгона они же обеспечивают

стабилизацию скорости конвейера и выравнивание нагрузки

электродвигателей. Стабилизация номинальной скорости конвейера

обеспечивается с точностью 1%, а выравнивание токов роторов с точностью

5%.

Работая в режиме рекуперации, сетевой инвертор преобразователя

"ЭРАТОН-ФР" возвращает мощность скольжения двигателя в питающую сеть

через согласующий трансформатор без потерь в мощности в пусковых

резисторах. Это обеспечивает экономию электроэнергии при пусках и

позволяет регулировать скорость конвейера в широких пределах без потерь

мощности в пускорегулирующих устройствах электропривода.

Пускорегулирующие устройства на базе "ЭРАТОН-ФР" были изменены на

конвейерной линии угольного разреза "Бачатский" (Кемеровская обл.), на

крутонаклонном конвейере карьера "Мурунтау" (Узбекистан) и др. В составе

приводов конвейера использовались по два электродвигателя типа АКЗ 13-62-

60

8У2, имеющие паспортные параметры: номинальная мощность 630 кВт,

напряжение питания 6000 В, частота вращения 750 об/мин. Сравнение

указанных конвейеров с подобными, но однодвигательными с двигателями

мощностью 1200 кВт показало, что при тех же условиях эксплуатации вторые

конвейеры расходуют электроэнергию при пусках на 6% больше, чем первые.

Конечно, двухдвигательный конвейер заметно дороже однодвигательного, но

при использовании разработок ЗАО "ЭРАСИБ" дополнительные затраты на

него окупаются не более, чем за полгода [32]. Это обусловлено тем, что,

наряду с экономией при пусках, весьма ощутимый эффект при эксплуатации

конвейеров с преобразователями "ЭРАТОН-ФР" и аналогичными им можно

получать и при управлении скоростью конвейеров в зависимости от нагрузки

так, как это делалось в описанном выше транспортере с гидросистемой.

Показательным в этом отношении может служить опыт шахты Вестфален в

Германии и предприятия КВК АННА в Польше. На германской шахте были

проведены исследования конвейера с приводом мощностью 320 кВт путѐм

установления скорости конвейера, пропорциональной массе поступающего

на него груза. Со скоростью 0-0,25 номинальной конвейер работал 47,6%

всего времени работы, со скоростью 0,25-0,65 номинальной - 42,3% времени,

а со скоростью 0,65-1 номинальной - 10,1% времени. На польском

предприятии почти такой же конвейер со скоростью 0-0,4 номинальной

работал 53,3% времени эксплуатации, со скоростью 0,4-0,6 номинальной -

38,3% времени, со скоростью 0,6-0,8 номинальной - 7,1%, со скоростью 0,8-1

номинальной - 1,3%. В том и другом случаях экономия электроэнергии по

сравнению с нерегулируемым конвейером составила порядка 39%. Помимо

этого, как показал опыт КВК АННА, на 50% увеличился срок безаварийной

работы грузонесущего органа конвейера, снизился износ его вращательных

элементов. За три года работы было заменено 43,8% вращающихся деталей, а

на конвейере с нерегулируемой скоростью – 71,8%.

Учитывая изложенное, осуществление энергосбережения будем

производить за счет регулирования скорости конвейеров. Необходимо сделать

61

так, чтобы при изменении объема стружки во время работы станка (из-за

изменения n, S, D1 или D2), скорость перемещения транспортера тоже

менялась, оставаясь все время такой, чтобы убирать нужный объем стружки,

а не работать вхолостую или с излишней производительностью. Это наиболее

энергосберегающий режим работы транспортера, и режим, обеспечивающий

его наибольшую надежность. Для достижения наибольшего эффекта

используем этот режим к выбранным конвейерам .

Следовательно, для более эффективной, бесперебойной и менее

энергозатратной работы, выбранных транспортирующих машин, предлагаем

использование энергосберегающего асинхронного регулируемого

электропривода с устройствами "ЭРАТОН-ФР". Энергосбережения

вибрационного конвейера будем добиваться за счет работы транспортера в

резонансном режиме, когда частота собственных колебаний системы

совпадает с частотой возмущающей силы. Это обеспечит низкую

энергоемкость виброконвейера.

62

ГЛАВА 3. ВЫБОР И МОДЕРНИЗАЦИЯ ЭНЕРГОЭКОНОМИЧНЫХ

СТАНОЧНОГО И ПРИСТАНОЧНОГО ШНЕКОВОГО И

ВИБРАЦИОННОГО КОНВЕЙЕРОВ

После подготовки необходимой информации перейдем к опытно-

конструкторской разработке станочного и пристаночного конвейеров.

Как уже говорилось, задачей разработки является снижение

энергопотребления и повышение надежности транспортеров, повышение

удобства уборки стружки, снижение затрат на эксплуатацию конвейеров.

Выполнения этой задачи можно добиться, в частности, путем

регулирования скорости конвейеров. Так как это было сделано, например, с

помощью устройств управления "ЭРАТОН-ФР" с энергосберегающим

асинхронным регулируемым электроприводом.

3.1. Разработка системы оптимального управления шнековым

конвейером

Обратимся вначале к шнековому конвейеру. Для перемещения стружки из

зоны резания ранее был выбран шнековый транспортер, который будет

расположен непосредственно под станком, так чтоб стружка сразу попадала

не него. В производстве шнековый транспортер применяется для

транспортировки мелкой, дробленой, короткой и витой стружки от станков

В настоящее время стружкоуборочные транспортеры, аналогичные

предлагаемому, известны. К ним относятся, например, транспортеры,

описанные в книге «Гибкое автоматическое производство / В.О. Азбель, В.Е.

Егоров, А.Ю. Звоницкий и др. – 2-е изд. перераб. и доп. Л.: Машиностроение,

Ленинградское отделение, 1985» на стр. 246 [14].

Указанные транспортеры, разработанные НПО «Комплекс», содержат

рабочий орган (скребковый конвейер, шнек и др.), кинематически

соединенный с автономным приводом, в качестве которого используется

электромотор с редуктором. Рабочий орган крепится в корпусе, который

устанавливается в нижней части станины станка под его рабочей зоной. В

процессе обработки заготовок на станке образующаяся стружка падает на

63

рабочий орган транспортера, а тот, в свою очередь, приводимый в действие

мотором, перемещает еѐ в зону накопления. В зависимости от габаритных

размеров и некоторой средней производительности станка транспортеры –

аналоги подбирают так, чтобы они обеспечивали уборку стружки с некоторой

средней для данного станка скоростью. В связи с этим их выпускают разных

типоразмеров, в частности, со скоростями рабочего органа 0,133; 0,2 и 0,25

м/с. Это неэкономично, поскольку требует применения разных моторов и

разных редукторов. Кроме того, подобрав стружкоуборочный транспортер к

станку по некоторой средней производительности последнего и выбрав его

по некоторой средней скорости, заставляем его зачастую работать с

недогрузкой, расходуя электроэнергию зря, а зачастую с перегрузкой,

подвергая его повышенному износу и отказам из-за застревания стружки. В

результате надежность транспортеров – аналогов зачастую оказывается ниже

требуемой.

Для повышения экономичности и надежности стружкоуборочных

транспортеров их выполняют с приводами, скорость которых можно

изменять, не используя разные моторы и редукторы. К таким транспортерам

относится, в частности, выпускаемый ООО ХЕННЛИХ (совместное

российско-германское предприятие) в г. Твери, описанный в

http://www.hennlich.ru [24] и принятый нами за образец.

Таким образом, перечисленное, а также то, что транспортер более

универсален, чем аналоги, и при использовании на разных станках не требует

применения разных моторов и редукторов, делает его более экономичным и

надежным, чем транспортеры – аналоги.

Перейдем непосредственно к разработке. Шнековый транспортер

необходимо снабдить системой оптимального управления, которая

представлена на рис.17. В ней решение поставленной задачи достигается за

счет того, что стружкоуборочный транспортер содержащий рабочий орган 1,

размещенный в корпусе, установленном в нижней части станины токарного

станка под его рабочей зоной, и мотор 2, соединенный с рабочим органом

64

через коробку передач 3 и ограничитель крутящего момента 4.

Рис.17. Схема управления шнековым конвейером.

Кроме того, он содержит блок бесступенчатого регулирования скорости 5,

связанный с мотором 2, четырехвходовой блок умножения 6, выделитель

модуля сигнала 7, усилитель с регулируемым коэффициентом усиления 8,

датчик скорости вращения шпинделя станка 9, датчик величины продольной

подачи суппорта станка 10, задатчик обрабатываемого на станке диаметра

заготовки 11, датчик обработанного диаметра заготовки 12 и компаратор 13.

Выходы датчика 9 скорости вращения шпинделя, датчика 10 величины

продольной подачи и задатчика 11 обрабатываемого диаметра соединены,

соответственно, с первым, вторым и третьим входами блока умножения 6.

65

Выход компаратора 13 соединен с его четвертым входом. Первый (прямой)

вход компаратора соединен с задатчиком 11 обрабатываемого диаметра,

второй (инвертирующий) вход компаратора соединен с датчиком 12

обработанного диаметра. Выход блока умножения 6 соединен со входом

выделителя модуля 7. Выход выделителя модуля соединен со входом

усилителя 8, а выход усилителя подключен ко входу регулятора 5 скорости

мотора 2.

Для датчика скорости вращения шпинделя станка 9 применяем частотомер

15, а для датчика величины продольной подачи суппорта станка 10 -

частотомер 16. Частотомеры 15 и 16 марки Ч3-63. Они предназначены для

измерения частот различных периодических колебаний, электрических или

механических.

Цифро-аналоговые преобразователи являются интерфейсом между

дискретным цифровым миром и аналоговыми сигналами. 14 – счетчик, 17 –

ПКН, 18 и 19 - цифро-аналоговый преобразователь (ЦАП) — устройство для

преобразования цифрового (обычно двоичного) кода в аналоговый

сигнал (ток, напряжение или заряд).

Схема частотомера показана на рис.18.

Рис.18. Схема частотомера.

66

1 – датчик импульсов;

2 – счетчик 1;

3 – ключевая схема;

4 – память;

5 – преобразователь;

6 – счетчик 2;

7 – генератор импульсов.

Данная система работает следующим образом. При эксплуатации

транспортера вначале нужно настроить усилитель 8, регулируя его

коэффициент усиления К. Затем с помощью задатчика 11 в блок умножения 6

и компаратор 13 ввести сигнал, отображающий D1 – диаметр заготовки,

обрабатываемой на станке (обрабатываемый диаметр). После этого можно

начинать обработку заготовки на станке. При этом происходит следующее.

Датчик 9 выдает сигнал, отображающий n, об/мин - скорость вращения

шпинделя станка. Датчик 10 выдает сигнал, отображающий S,мм/об -

величину подачи суппорта станка. Датчик 12 выдает сигнал, отображающий

D2 – диаметр, получающийся в результате обработки (обработанный

диаметр). На выходе компаратора 13 получается сигнал, отображающий D1 –

D2, то есть, глубину резания t мм (отображающий, но не равный ей, т.к.

2

21 DD=t

).

Все эти сигналы и сигнал от задатчика 11, поступая на блок умножения 6,

дают на его выходе сигнал, отображающий

)D(DSnD=А 1 21 .

Но общеизвестно, что объем срезаемого металла в единицу времени при

токарной обработке равен tSV=θ ,

где V- скорость резания, равная, в свою очередь,

минммn,Dπ=V /1 .

Отсюда Aπ

=)D(DSnDπ

=θ 22

211 .

67

То есть, сигнал на выходе блока 6 отображает объем металла, срезаемого

на станке в минуту. Если принять во внимание, что этот объем металла

уходит в стружку, то, учитывая усадку стружки и ее «рыхлость» при

попадании на стружкоуборочный транспортер, скорость работы

транспортера наиболее экономично нужно выбирать пропорционально

величине θ. Но т.к. θ пропорционально А, то сигнал, отображающий А, и

должен задавать скорость мотора транспортера. Выбрав при настройке

транспортера величину К с учетом усадки стружки, ее «рыхлости» и

величины π/2, это легко обеспечить. Если теперь при работе станка объем

стружки будет меняться (из-за изменения n, S, D1 или D2), то скорость работы

мотора транспортера будет тоже меняться, оставаясь все время такой, чтобы

убирать нужный объем стружки, а не работать вхолостую или с излишней

производительностью. Это наиболее энергосберегающий режим работы

транспортера. Обеспечение этого и есть технический результат разработки.

Этот результат будет иметь место как при наружном точении на токарном

станке, так и при растачивании отверстий, что обеспечивается

использованием выделителя модуля сигнала 7.

Применяя данную систему оптимального управления шнековым

конвейером, получаем значительное снижение энергопотребления.

3.2. Совершенствование конструкции и расчет шнекового конвейера

Перейдем от системы управления шнековым транспортером к описанию

его конструкции.

Для реализации задачи разработки и усовершенствования конструкции

представляем шнековый конвейер с частотно-токовым регулированием

скорости привода (рис.19).

68

Ри

с.19. Ш

нек

овы

й к

он

вей

ер

69

Как и в приводе постоянного тока, в асинхронном регулируемом

электроприводе образована двухконтурная система управления с внутренним

контуром тока и внешним контуром скорости. Каждый контур имеет свой

регулятор. Сигнал задания в контуре скорости UЗС сравнивается с сигналом

обратной связи по скорости UΩ, пропорциональным реальной скорости Ω

асинхронного электродвигателя. На основании разницы UЗС - UΩ регулятор

скорости 12 формирует сигнал Uf управления автономным инвертором тока 8,

задающий частоту тока статора f1 и, следовательно, скорость магнитного

поля Ω0. Таким образом, происходит регулирование по первому каналу

электропривода – частотному.

В контуре тока выходной сигнал регулятора скорости 12 Uf,

пропорциональной частоте тока статора складывается с сигналом

отрицательной обратной связи по скорости UΩ, формируя сигналы

пропорциональный абсолютному скольжению s электродвигателя:

sk=ΩkΩk=UU=U SΩfΩfS 0 ,

где SΩf kиk,k - коэффициенты преобразования.

Функциональный преобразователь 11 на основе сигнала о скольжении

электродвигателя формирует сигнал задания тока статора UЗТ, который

поступает на регулятор тока 10 и сравнивается с сигналом обратной связи по

току UОТ, пропорциональным реальному току статора. Выходной сигнал 10

поступает на управляемый выпрямитель 9 и формирует закон изменения тока

статора. Таким образом, происходит регулирование по второму каналу

электропривода – токовому. Потом сигнал передается на двигатель 2, который

передает вращение на редуктор 4 и после на шнек 7. Между двигателем 2 и

редуктором 4 установлена муфта 3. Между редуктором 4 и конвейером

установлена муфта 5. Стружка из зоны резания попадает в бункер 6 и

перемещается шнеком 7. Таким образом, происходит перемещение стружки.

Далее проведем расчет уже спроектированного шнекового конвейера, для

определения основных производственных характеристик.

70

Выберем исходные параметры:

диаметр винта: D=0,2м;

длина конвейера: L=3,7м;

Рассчитаем минимальный и максимальный объем металлической стружки

по формуле:

ч;м=10100,=vts=V 33

min /105,238340,915 34

minminmin

чм0,=1010=vts=V 33

max /14170585,11,6 3

maxmaxmax

где s – подача при точении;

t – глубина резания;

v – скорость резания.

Параметры s, t, v приняли из главы 2.

Расчет основных параметров винтового конвейера.

Определим максимальную и минимальную производительность винтового

конвейера, которая рассчитывается по формуле:

C,ρψntDπ

60=ρV=Q min/max

4

2

min/max (1)

где D – диаметр винта, м;

t – шаг винта, м;

п – частота вращения винта, об/мин;

ρ – плотность транспортируемого материала, т/м3;

С – поправочный коэффициент, зависящий от угла наклона конвейера β, при

β= 0º принимаем С = 1 [1, стр. 354]

ψ – коэффициент наполнения поперечного сечения винта, для

абразивных материалов ψ = 0,125 [1, стр. 354].

В нормальных условиях работы рекомендуется шаг винта t принимать

равным диаметру винта D [1, стр. 354]. Плотность стружки выбираем

таблицы 5 [3, стр. 21] ρ = 1,5 т/м3. Рекомендуемое число оборотов винта

выбираем по ГОСТ 2037-65 п = 25 об/мин.

т/ч,=1,5=ρV=Q min

44

min 107,8105,2

71

т/ч,0,=1,50,=ρV=Q max 2114max

Определим максимальную и минимальную мощность на валу винта.

Мощность на валу винта определяют по формуле [1, стр. 355]:

,ωvLqk0,02+WL367

Q=N Вk min/max

min/maxmin/max (2)

где L – горизонтальная проекция длины конвейера, м;

W – опытный коэффициент сопротивления при движении груза по желобу [1,

стр. 354, табл. 12.1], W = 4;

k – коэффициент, учитывающий характер перемещения винта, k = 0,2;

qК – погонная масса вращающихся частей конвейера, кг/м;

v – осевая скорость движения груза, м/с;

ωВ – коэффициент сопротивления движению вращающихся частей конвейера,

при подшипниках качения ωВ = 0,08.

Максимальную частоту вращения винта можно определить по формуле:

,DA=nmax / (3)

где А – расчетный коэффициент, для абразивного материала, А = 30

[1,стр.354].

об/мин,67=0,230=nmax /

Далее определим осевую скорость движения груза:

с,м=60

=v

с,м=60

=v

,60

nt=v

/0,22670,2

/0,08250,2

max

min

min/maxmin/max

(4)

Затем найдем погонную массу вращающихся частей конвейера:

D;80qk (5)

кг/м;16=0,280qk

Зная все необходимые значения, находим мощность на валу винта:

кВт,=0,080,083,7160,20,02+3,7367

=N 0,31540,78

min

72

кВт,=0,080,3,7160,20,02+3,7367

=N 8,5224210

max

Определение мощности и выбор электродвигателя.

Минимальную и максимальную мощность двигателя определяется с учетом

КПД механизма:

,η

N=N двэл

min/max.. (6)

η - механический КПД привода, [4, стр. 19];

где ,ηη=η мред

2 (7)

где ηм – кпд муфт, ηм =0,98;

ηред – кпд двухступенчатого редуктора, ηред = 0,96.

,==η 0,9220,980,96 2

Теперь найдем мощности электродвигателя:

.9,228,5

0,3420,315

./max.

./min.

кВт=0,922

=N

кВт,=0,922

=N

двэл

двэл

Исходя из проведенного расчета выбираем по ГОСТ 19523-81

асинхронный электродвигатель типа: 4А160М8У3 с номинальной мощностью

11 кВт и асинхронной частотой вращения nдв.ном.= 750 мин-1

.

Рис.20. Кинематическая схема привода винтового конвейера.

Кинематический расчет привода.

Определим общее передаточное число привода по формуле:

..

..

номв

номдвоб

n

n=U (8)

3025

750==Uоб

73

Принимаем Uобщ. =30. По ГОСТ 20373-94 выбираем цилиндрический

двухступенчатый редуктор типа Ц2-250 и с передаточным отношением U=30;

Номинальный крутящий момент на тихоходном валу 825 Н∙м; КПД=0,96.

Определим фактическую частоту вращения винта.

.

...

ред

номдвфакт

U

n=n , (9)

.30

750. об/мин25==nфакт

Определение силовых параметров на валу винта

Момент на валу винта определяем по формуле:

nπ

ηN100060=М двэл

кр

2

.. , (10)

где η – механический КПД привода.

.3876253,142

0,92211мН=

100060=М кр

Определим наибольшую действующую продольную силу:

;)+tg(αDk

2М=Р

кр

(11)

где φ – угол трения материала о поверхность винта;

α – угол подъема винтовой линии;

k – коэффициент, учитывающий радиус действия силы (k=0,7…0,8).

Угол подъема винтовой линии определим по формуле:

;Dπ

tarctg=α

(12)

17,67°;=0,23,14

0,2arctg=α

Угол трения материала о поверхность винта:

1,f arctg= (13)

где f1 – коэффициент трения частиц груза о поверхность винта, для

элементной стружки выбираем по таблице 24 [3, стр. 300] f1 = 0,84.

40,03°,=0,84 arctg=

74

Н;=40,03)+tg(17,670,20,8

=Р 2159338762

Определим максимальную и минимальную массу груза,

передвигающегося по конвейеру:

min/max

min/maxmin/max

v3,6

Q=q

(14)

где v– скорость груза, м/с.

./2650,22

210

/2,710,08

0,78

max

min

мкг=3,6

=q

м,кг=3,6

=q

Определим силу, действующую на один виток:

t,q'=F min/maxmin/max (15)

где q' – вес, передвигающийся по конвейеру, Н/м.

g,q=q min/max

'min/max (16)

Н/м;=81=q'

Н/м;=81=q'

max

min

2599,59,265

26,59,2,71

.519,90,22599,5

5,30,226,5

max

min

Н==F

Н,==F

Подбираем муфты для привода конвейера. После необходимого расчета

подберем муфты для соединения вала электродвигателя и быстроходного вала

редуктора.

Определим крутящий момент в этом соединении:

.193,830

38761,5

общ

мН==U

МК=М

крр

р

По ГОСТ 21424-93 выбираем упругую втулочно-пальцевую муфту с

максимальным крутящим моментом 250 Нм.

Теперь подберем муфту для соединения выходного вала редуктора и вала

винта. Типоразмер муфты выбираем по диаметру валов и по величине

расчетного крутящего момента:

.581438761,5 мН==МК=М кррр

75

По ГОСТ 21424-75 выбираем упругую втулочно-пальцевую муфту с

максимальным крутящим моментом 8000 Нм.

После проведенных расчетов можно сказать об энергопотреблении и

энергозатратах при эксплуатации шнекового конвейера. Из таблицы 2 [40]

следует, что применение плавного регулирования скорости транспортера, с

помощью частотно-регулируемого электропривода, позволяет снизить

электропотребление на 26…38% по сравнению с нерегулируемым

электроприводом. Экономия энергии при применении регулируемого привода

тем выше, чем ниже загрузка конвейера.

Таблица 2

Потребление энергии конвейерами в зависимости от типа

электропривода и нагрузки

Тип электропривода конвейера

Потребление энергии при загрузке

конвейера, отн. ед.

низкой высокой

Нерегулируемый асинхронный

Частотно-регулируемый

асинхронный

1,0

0,62

1,0

0,74

Таким образом, применение частотно-регулируемого электропривода

конвейера, обеспечивающего плавное регулирование скорости, позволяет

получить максимальную экономию электроэнергии транспортирования

стружки при переменном грузопотоке. Немаловажное значение имеет и

плавный пуск транспортера.

После проектирования конвейера и необходимого расчета с выбором

основных параметров и основного оборудования, требуется произвести

привязку транспортера к производственным условиям, то есть,

непосредственно к станку.

3.3. Разработка схемы сопряжения оптимально управляемого

шнекового конвейера со станком

Транспортер содержит рабочий орган (шнек), размещенный в корпусе,

76

устанавливаемом в нижней части станины токарного станка под его рабочей

зоной, и мотор, соединенный с рабочим органом через коробку передач и

ограничитель крутящего момента. В процессе работы станка на рабочий

орган транспортера сыплется стружка, а он перемещает ее в зону накопления

и брикетирования так же, как и транспортеры – аналоги. Однако имеющаяся

в нем коробка передач позволяет перед работой станка переключить ее и

выбрать нужную далее скорость движения рабочего органа транспортера.

Имеющийся ограничитель крутящего момента при этом предотвращает

отказы транспортера в случае застревания стружки. Кроме того, если

транспортер работает со скоростью, не превышающей требуемую, то

снижается его износ.

В существующих станках с ЧПУ, конвейер со станком никак не связан и

ориентирован на выгрузку стружки в тару.

Разработаем привязку шнекового конвейера к кинематической схеме

станка с ЧПУ (рис.21). Это необходимо для встраивания конвейера в станок с

ЧПУ. За основу возьмем уже существующую кинематическую схему станка с

ЧПУ модели СА500С10Ф3 и соединим с ней кинематическую схему

шнекового транспортера.

Наибольший диаметр обработанной заготовки на этом станке 200мм. В

кинематической схеме станка отсутствуют зубчатые колеса, что

обусловливает малошумную работу основных цепей станка. Вращение на

шпиндель 1 передается от электродвигателя постоянного тока 11 через

поликлиновые ременные передачи 2 или 3 (переброска ремня с одной пары

шкивов на другую производится вручную). От шпинделя 1 подается сигнал

на датчик скорости вращения шпинделя 12.

Аналогичные регулируемые привода предусмотрены для продольного

перемещения суппорта 9 от двигателя 15 через ременную передачу и для

поперечного перемещения суппорта 9 от двигателя 13 через ременную

передачу 6. Натяжение ремня осуществляется роликами 4 и 5. При

продольном передвижении суппорта 9 подается сигнал на датчик

77

перемещения продольной подачи 16. При поперечном передвижении

суппорта 9 подается сигнал на датчик перемещения поперечной подачи 14.

Сигналы с датчиков 12, 14, 16 и сигнал D, отображающий глубину резания,

попадают на блок умножения 10. Выходящий сигнал с блока 10 отображает

объем металла срезаемого на станке в минуту. Этот сигнал передается

двигателю 17 конвейера, который в свою очередь и регулирует скорость

перемещения стружки.

Рис.21. Схема станка с управляемым шнековым конвейером.

78

Итак, мы спроектировали шнековый транспортер, и встроили его в станок

с ЧПУ модели СА500С10Ф3. Спроектированная конструкция полностью

соответствует требованиям уборки стружки и обеспечивает выполнение

главной задачи.

3.4. Разработка системы автоматической подстройки в резонанс

виброконвейера

Для перемещения стружки от станка до общецехового конвейера, как

указывалось, может быть выбран вибрационный транспортер. Виброконвейер

будет расположен ниже уровня пола. Также необходимо, чтобы

спроектированный транспортер обеспечивал все требования и условия

стружкоуборки.

Предлагаемый вибрационный транспортер относится к

транспортирующим машинам, а именно к транспортерам, работающим с

использованием искусственно создаваемых вибраций. Он может быть

применен для транспортирования сыпучих и им подобных материалов в

машиностроении, в том числе и для стружки.

В настоящее время вибротранстпортеры, аналогичные предлагаемому,

известны. К ним относятся, в частности, описанные в классической работе

«Гончаревич И.Ф. и др. Вибрационные грохоты и конвейеры. – М.:

Госгортехиздат, 1960» [6]. Эти транспортеры обычно содержат лоток,

закрепленный на основании на упругой подвеске с помощью наклонных

плоских пружин или пружинных стержней. Кроме этого, они имеют в своем

составе вибровозбудитель – электромагнит переменного тока,

электродвигатель с эксцентриком и т.п. Вибровозбудитель устанавливается на

основании транспортера с возможностью взаимодействия с лотком. Когда

вибровозбудитель начинает работать (он обычно питается от источника

переменного тока, если электромагнитный, и от источника переменного или

постоянного тока, если какой-либо иной), то, взаимодействуя с лотком,

79

заставляет, последний совершать колебания. Поскольку пружины, на которых

установлен лоток, наклонные, эти колебания, имеют вертикальную и

горизонтальную составляющие. Возникающие в результате действия этих

составляющих силы трения скольжения перемещаемого груза по лотку и

силы инерции груза вызывают движение груза по лотку, в чем и состоит

задача транспортирования.

Для того, чтобы снизить потребляемую мощность вибровозбудителя и его

энергопотребление, частоту колебаний, создаваемых вибровозбудителем,

обычно выбирают близкой к частоте собственных колебаний лотка с грузом.

В таком случае при эксплуатации вибротранспортера он работает в

резонансной зоне. Однако, масса перемещающегося по лотку груза может

быть разной, поэтому и частота собственных колебаний лотка с грузом может

быть разной. Чтобы оставаться в резонансной зоне, частоту колебаний

вибровозбудителя нужно тогда тоже изменять. Но в вибротранспортѐрах –

аналогах это не предусмотрено. В результате оказывается, что они не всегда

работают экономично, с минимальным энергопотреблением.

Указанного недостатка, в определенной степени, лишен вибротранспортер,

описанный в работе «Кувшинский В.В. Автоматизация технологических

процессов в машиностроении. – М.: Машиностроение, 1972» [15], стр. 41-45.

Он, помимо лотка, закрепленного на основании с помощью наклонных

плоских пружин, и вибровозбудителя лотка, установленного на основании с

возможностью взаимодействия с лотком, содержит регулятор частоты и

задатчик. Выход регулятора соединѐн с вибровозбудителем, а выход

задатчика – с регулятором.

Регулятор обеспечивает питание вибровозбудителя от сети переменного

тока промышленной частоты через однополупериодный или

двухполупериодный выпрямитель, что заставляет работать вибровозбудитель

с частотой 50 или 100 Гц. Задатчик же представляет собой устройство, с

помощью которого регулятор переключается в один из двух указанных

режимов. С помощью задатчика можно выбрать тот или иной режим работы

80

регулятора, а тот обеспечит тот или иной режим работы вибровозбудителя.

Тем не менее, вибротранспортер остается, все же, недостаточно

экономичным. Это вызвано тем, что масса транспортируемого им груза

может меняться в широких пределах, а значит и частота собственных

колебаний лотка с грузом может изменяться так же. Кроме того, масса может

меняться в процессе работы транспортера непрерывно. Это особенно имеет

место при транспортировании стружки, когда она с одного конца

транспортера загружается неравномерно, а с другого выгружается

аналогично. Отсюда следует, что необходимо, чтобы при работе

вибротранспортера частота, создаваемая вибровозбудителем, тоже менялась

непрерывно, причем согласовано с изменением массы груза. Это позволит

обеспечить работу вибротранспортера в резонансной зоне при любых грузах

и повысит его экономичность значительно.

Далее необходимо обеспечить вибротранспотер системой автоматической

подстройки в резонанс. Предлагаемая система представлена на рис.22.

Решение выполнения главной задачи выглядит следующим образом.

Вибротранспортер содержит лоток 1, закрепленный на основании 2 с

помощью наклонных плоских пружин 3. Вибровозбудитель 4 лотка,

установленный на основании с возможностью взаимодействия с лотком.

Регулятор частоты 5, выход которого соединен с вибровозбудителем 4, и

первый задатчик 6, выход которого соединен с первым входом регулятора 5.

Наряду с этим он снабжѐн датчиками деформации 7 пружин 3,

сглаживающими фильтрами 8, вход каждого из которых соединен с одним из

датчиков 7, первым сумматором 9, входы которого связаны с выходами

фильтров 8, вторым задатчиком 10 и блоком деления 11. Первый вход блока

деления 11, предназначенный для ввода делимого, соединен со вторым

задатчиком 10, а второй вход, предназначенный для ввода делителя, связан с

выходом сумматора 9, а также блоком извлечения квадратного корня 12, вход

которого соединен с выходом блока деления 11. При этом регулятор 5

частоты выполнен в виде второго сумматора, второй вход которого связан с

81

выходом блока извлечения квадратного корня 12, задатчики выполнены

бесступенчатыми (например, в виде потенциометров), датчики 7

представляют собой, например, тензодатчики, закрепленные (наклеенные или

установленные иначе) на пружинах 3.

Рис.22. Схема управления вибрационным транспортером.

Перед эксплуатацией вибротранспортера его вначале настраивают. Для

этого сначала определяют жесткость G установки лотка 1 на пружинах 3. Это

можно сделать, зная жесткость пружин, по формуле

i

iG=G ,

где Gi –жесткость i-ой пружины.

Затем с помощью задатчика 10 нужно ввести сигнал, пропорциональный

82

G, в блок деления 11. Далее, когда лоток 1 вибротранспортера загружается

грузом массы М, на выходах датчиков 7 появятся сигналы, сумма которых

будет отображать М. На выходе первого сумматора 9 появится

соответствующий сигнал. Он поступит на второй вход блока деления 11,

который выдаст сигнал

M

GK=U ,

где К – коэффициент пропорциональности.

Этот сигнал поступит на блок 12, который выдаст на выходе сигнал

M

GK=f c ,

соответствующий частоте собственных колебаний лотка, заполненного

грузом массы М (в М входит и масса лотка). Сигнал с выхода блока 12

поступит на второй вход регулятора 5, представляющего собой второй

сумматор. Блок 12, по существу, есть усилитель с переменным

коэффициентом усиления, выводимым задатчиком 10. На выходе блока 5

появится сигнал, заставляющий вибровозбудитель работать с частотой, более

или менее близкой к fc . Регулируя с помощью задатчика 6 сигнал, вводимый

во второй сумматор 5, настраивают вибровозбудитель 4 в резонанс с

частотой fc .

При эксплуатации вибротранспортера масса груза, находящегося в лотке 1

в каждый данный момент времени, будет равна некоторой текущей величине

М. Поскольку лоток, перемещая груз, вибрирует, на выходах датчиков 7 будут

периодически изменяющиеся сигналы (обычно синусоидальные). Эти

сигналы будут проходить через фильтры 8, где колебания сглаживаются и

усредняются (на выходе каждого фильтра будет сигнал, примерно равный

среднему значению поступающего на него периодического сигнала). Сигналы

с выходов фильтров 8 сложатся первым сумматором 9, который выдаст

сигнал, характеризующий массу М груза, находящегося в данный момент на

лотке 1. Так же, как и при настройке, на выходе блока 12 появится сигнал,

83

отображающий частоту собственных колебаний лотка 1 с грузом массы М, но

уже такой, которая имеет место в данный момент. Этот сигнал пройдет через

блок 5 и поступит на вибровозбудитель 4, заставляя его работать с

вынужденной частотой, близкой к частоте собственных колебаний лотка с

грузом, то есть в резонансной зоне. Так будет происходить при различных

значениях М, а значит вибротранспортер будет работать наиболее

экономично (с минимальными энергетическими затратами) при

всевозможных изменениях массы перемещаемых грузов. При этом

транспортирование груза он также будет производить с максимальной

надежностью, так как на перемещение груза по лотку будет расходоваться

минимальная часть энергии.

Следует отметить, что производительность вибротранспортера при этом

всегда будет оставаться постоянной, так как она равна:

Q=R ∙ M ∙ V;

где R – некоторый коэффициент пропорциональности, а V – скорость

перемещения груза по лотку.

Если М увеличивается, то частота, создаваемая вибровозбудителем

уменьшится, а, значит, уменьшится V. Если М уменьшится, то V увеличится.

Таким образом, произведение M ∙ V будет оставаться примерно постоянным

при разных М. Отсюда:

Q=R ∙ M ∙ V ≈ const.

Исходя из изложенного, можно полагать, что технический результат

предлагаемой разработки состоит в повышении еѐ надежности и снижении

энергопотребления, причем без снижения производительности

вибротранспортера.

В конструкции вибротранспортера применяется тензодатчик 7, он

располагается на плоских пластинах 3. Наклеиваемый тензодатчик

представляет собой тонкую проволочку, сложенную в виде решетки (рис.23)

и обклеенную с обеих сторон изоляционными пластинками из папиросной

бумаги, пленки лака или клея. Для определения растяжения или сжатия

84

пластинка прочно наклеивается на поверхность детали при помощи

специального клея; тензодатчики воспринимают деформации наружного

волокна детали и реагируют на растяжение и сжатие. В случае растяжения

сопротивление проволочки тензодатчика увеличивается, а при сжатии

уменьшается.

Рис.23. Конструктивная схема наклеиваемого тензодатчика. 1 – выводы;

2 – проволока; 3 – бумага или лаковая пленка.

Проволочные датчики имеют малый вес и габариты, практически

безынерционны и потому могут измерять быстро меняющиеся деформации;

проволочные тензодатчики можно размещать в труднодоступных местах: они

просты по конструкции и дешевы; все перечисленные достоинства вызвали

самое широкое распространение тензодатчиков. К недостаткам проволочных

тензодатчиков следует отнести малую величину относительного изменения

сопротивления (не более 1 %) и, следовательно, малую чувствительность. В

связи с этим при использовании тензодатчиков следует применять

измерительные схемы высокой чувствительности и сложности.

Тензодатчик является составной частью электрического тензометра –

прибора для измерения в твердых телах деформаций, возникающих под

воздействием нагрузок. Для измерения деформаций датчики включаются в

мостовые или потенциометрические схемы. Тензодатчики позволяют

измерять как статические, так и динамические деформации. При

85

необходимости регистрации сложных деформаций применяют питание

измерительных мостов напряжением высокой частоты; регистрация при этом

производится на осциллографе, что делает установку значительно сложнее.

Принцип действия тензодатчика основан на измерении изменения

сопротивления тензорезисторов наклеенных на упругое тело, которое под

действием силы, деформируется и деформирует размещенные на нем

тензорезисторы.

Электрическое соединение тензорезисторов представлено на рис.24.

Рис.24. Электрическое соединение тензорезисторов.

Широкое применение получила мостовая схема включения

тензорезисторов – мост Уитстона (рис.24). Схема представляет собой 4

тензорезистора, соединенных в электрический мост. Где Uпит – напряжение

питания измерительного моста, как правило в интервалах 3-30В напряжения

переменного или постоянного тока, Uсигн – напряжение измерительной

диагонали моста, R1, R2, R3, R4 – сопротивления плеч измерительного

моста, Rк – добавочное сопротивление, необходимое для компенсации

изменения температуры окружающей среды и выравнивания

чувствительности.

Применение данной системы автоматической подстройки в резонанс

обеспечивает надежную бесперебойную и экономичную работу

вибротранспортера, обеспечивает выполнение всех требований основной

86

задачи. Для энергоэкономичной работы системы автоматической подстройки

необходимо усовершенствование конструкции виброконвейера.

3.5. Совершенствование конструкции и расчет виброконвейера

После разработанной системы управления приступим к проектированию

конструкции вибрационного конвейера.

Вибрационный транспортер имеют в своем составе эксцентриковый

регулируемый привод из книги «Спиваковский А.О., Гончаревич И.Ф.

Вибрационные конвейеры, питатели вспомогательные устройства. М.,

«Машиностроение», 1972» [5]. Конструкцией привода (рис.25)

предусмотрена возможность бесступенчатого изменения амплитуды

колебаний грузонесущего органа от нуля до максимума.

Рис.25. Эксцентриковый передаточный механизм.

Вращательное движение от двигателя через втулку 1 передается на вал 2,

имеющий эксцентрично нарезанный винт 3. На винт навернута

эксцентриковая гайка 5 шатуна 4. Амплитуда колебаний шатуна определяется

взаимным положением эксцентриситетов винта и гайки. При вращении гайки

7, имеющий наружную и внутреннюю разнонаправленные нарезки, шток 6

перемещается поступательно, передвигая при этом вал 2. Вследствие наличия

87

несамотормозящейся резьбы на винте 3 при поступательном движении

последнего гайка 5 поворачивается до получения необходимого

эксцентриситета.

Угол направления колебаний желоба относительно горизонта составляет 30°.

Схема асинхронного электропривода с частотно-токовым управлением

(рис.26) аналогична винтовому конвейеру, а именно, как и в приводе

постоянного тока, здесь образована двухконтурная система управления с

внутренним контуром тока и внешним контуром скорости. Каждый контур

имеет свой регулятор. Сигнал задания в контуре скорости UЗС сравнивается с

сигналом обратной связи по скорости UΩ, пропорциональным реальной

скорости Ω асинхронного электродвигателя 4. На основании разницы UЗС -

UΩ регулятор скорости 9 формирует сигнал Uf управления автономным

инвертором 5, задающий частоту тока статора f 1 и скорость магнитного поля

Ω0.

В контуре тока выходной сигнал регулятора скорости 9 Uf,

пропорциональной частоте тока статора складывается с сигналом

отрицательной обратной связи по скорости UΩ, формируя сигналы

пропорциональный абсолютному скольжению s электродвигателя:

s,k=ΩkΩk=UU=U SΩfΩfS 0

где SΩf kиk,k - коэффициенты преобразования.

Функциональный преобразователь 8 на основе сигнала о скольжении

электродвигателя 4 формирует сигнал задания тока статора UЗТ, который

поступает на регулятор тока 7 и сравнивается с сигналом обратной связи по

току UОТ, пропорциональным реальному току статора. Выходной сигнал 7

поступает на управляемый выпрямитель 6 и формирует закон изменения тока

статора. Таким образом, происходит регулирование по второму каналу

электропривода – токовому.

Стружка попадает на лоток 1 виброконвейера из шнекового транспортера.

Под действием массы подается сигнал на тензодатчики 2, которые передают

88

сигнал на двигатель 4. Перемещение стружки осуществляется за счет

вибраций созданных за счет движения шарнира 3.

Рис.26. Вибрационный транспортер.

89

Спроектированная система управления и конструкция вибрационного

транспортера полностью удовлетворяет основной задаче работы.

Для подтверждения надежности конструкции и выбора основных

параметров, необходим конкретный расчет вибрационного конвейера,

который и произведем далее.

Теория и расчет вибрационного конвейера включает 3 взаимосвязанные

задачи:

1) Расчет колебательной системы конвейера;

2) Определение размеров сечения грузонесущего элемента на основе

расчета средней скорости перемещения груза и производительности;

3) Определение мощности привода конвейера для преодоления

инерционных усилий, сопротивлений перемещению груза и потерь в

упругих связях колебательной системы.

При решении первой задачи определяют амплитуду и частоту колебаний,

усилия в приводе и упругих связях и их настройку. При этом используют

основные положения теории механических колебаний и динамики

колебательной системы с линейными и нелинейными упругими связями,

составляют и решают дифференциальные уравнения движения системы.

Частота и амплитуда колебаний конвейера определяются рекомендуемым

коэффициентом режима работы Г в зависимости от типа привода и

характеристики транспортируемого груза.

Выбираем рекомендуемую частоту колебаний для уравновешенного

конвейера легкого типа с эксцентриковым вибрационным приводом

ω=800…450 1/мин [1, стр. 385, табл. 13.4]; рекомендуемое значение

амплитуды а = 5-15 мм; рекомендуемый коэффициент режима работы Г = 2,

[1, стр. 364, табл. 13.1].

Примем: ω min = 450 1/мин, ω max = 800 1/мин;

аmin = 5 мм, аmax = 15 мм.

Угол направления колебаний β принимают в зависимости от частоты

колебаний ω: при ω ≥ 1000 1/мин, β = 20…25°; при ω < 1000 1/мин,

90

β=30…35°; в среднем β=30°.

Для нашего конвейера выбираем угол направления колебаний желоба

β=30°.

Скорость транспортирования v (м/с) зависит от свойств транспортируемых

грузов и угла наклона конвейера. Максимальная и минимальная скорость для

горизонтальных конвейеров определяется по формуле:

2

1 1/Г-1cosβωаК=v max/minmax/minmax/min ;

где К1 - эмпирический коэффициент, зависящий от физико-механических

свойств транспортируемого груза [1, стр. 385, табл. 13.5] K1=0,9;

а – амплитуда колебаний;

Г – коэффициент режима работы конвейера, Г = 2 [1, стр. 364, табл. 13.1].

Зная все данные найдем скорость транспортирования:

.1518,75

810080015

min

max

мм/мин=1/2-1cos30°4500,9=v

мм/мин,=1/2-1cos30°0,9=v

2

2

Так как винтовой конвейер передает стружку напрямую в вибрационный,

то производительность этих конвейеров должна быть одинакова.

Следовательно, Qmax =0,21 т/час, Qmin =7,8∙10-4

т/час.

Определим размеры грузонесущего элемента. Грузонесущий элемент

выполним в виде открытого желоба прямоугольного сечения. Ширина желоба

составляет 320 мм, высота – 110 мм, длина – 4 м. [7, стр. 320]

Максимальную и минимальную мощность N (кВт) приводного

электродвигателя с повышенным пусковым моментом определяют по

эмпирическим формулам, для коротких конвейеров длиной L ≤ 10 м:

;H

+LKη

QC=N B

0,361033

max/min

max/min

где СВ – коэффициент транспортабельности груза; для грузов обладающих

хорошей транспортабельностью СВ = 1 [1, стр. 385];

Q – производительность конвейера, т/ч;

К3 – коэффициент удельной затраты мощности К3=10 [1, стр. 386, табл. 13.6];

91

L – горизонтальная проекция длины транспортирования груза, м;

Н – высота подъема груза (при наклонном транспортировании), в нашем

случае Н = 0 м;

η - КПД механизмов привода, η = 0,96.

.0,00032504100,9610

107,81

0,0087504100,9610

0,211

3

4-

min

3max

кВт=+=N

кВт;=+=N

По ГОСТ 19523-81 выбираем асинхронный электродвигатель типа:

4АА50А4У3 с номинальной мощностью 0,06 кВт и асинхронной частотой

вращения nдв.ном.= 1500мин-1

.

В качестве подвесок в вибрационном конвейере применены двухслойные

плоские пружины [9, стр. 192], которые изображены на рис.27.

Рис.27. Двухслойная плоская пружина.

Режим работы вибрационного конвейера зависит, прежде всего, от

правильного выбора жесткости подвесок, а так же от того, обладают ли

подвески одинаковой жесткостью.

Разная жесткость приводит к тому, что лоток начинает совершать

паразитные колебания, а это вызывает неравномерное перемещение груза по

лотку.

Расчет подвесок производится исходя из условия настройки работы

вибрационного устройства на резонансный режим, поэтому формула для

определения геометрических размеров подвесок имеет вид:

92

,nE

ωlm=J

12

23

где J – осевой момент инерции;

Е – модуль упругости материала подвесок (для стали Е = 20...22∙1010

Па)

принимаем Е = 20∙1010

Па;

l – длина рабочего участка подвесок;

n – общее число пластин во всех пакетах подвесок.

Для подвесок с прямоугольным сечением осевой момент инерции:

,hb

=J12

3

где b – ширина подвески;

h – толщина подвески.

Длину рабочего участка l подвесок и ее ширину b выбирают, исходя из

конструктивных соображений. Тогда толщина пружины:

.0,4432102036

4501154310

2323

мм==nEb

ωlm=h

Определим осевой момент инерции:

.43

мм0,26=12

0,4436=J

В процессе расчета колебательной системы конвейера определили

размеры сечения грузонесущего элемента и определили мощности привода

конвейера для преодоления инерционных усилий, сопротивлений

перемещению груза и потерь в упругих связях колебательной системы.

Модернизированные шнековый и вибрационный конвейеры убирают

стружку только от одного станка. Далее необходимо разработать

общецеховой конвейер, который будет удалять стружку от всех станков в

цехе.

93

ГЛ.4. ПРОЕКТИРОВАНИЕ ЭНЕРГОЭКОНОМИЧНОГО

ОБЩЕЦЕХОВОГО ЦЕПНОГО КОНВЕЙЕРА

4.1. Разработка системы оптимального регулирования скорости двух

приводного конвейера

Разработанные выше конвейеры позволяют удалять стружку от одного

станка. Но в цехе имеется целый ряд станков и стружку нужно удалять от

всех них. Это можно обеспечить путем применения общецехового конвейера.

Для общецехового конвейера принимаем цепной пластинчатый

транспортер с двумя приводами. Так как цех имеет большую длину,

транспортер тоже будет длинный, поэтому второй привод просто необходим

для равномерного распределения мощности.

Указанный конвейер содержит цепной пластинчатый рабочий орган,

размещенный в корпусе, и двигатель, соединенный с рабочим органом через

коробку передач и ограничитель крутящего момента. В процессе работы

станка на рабочий орган конвейера сыплется стружка, а он перемещает ее в

зону накопления и брикетирования так же, как и конвейеры – аналоги

описанные выше. Однако имеющаяся в нем коробка передач позволяет перед

работой станка переключить ее и выбрать нужную далее скорость движения

рабочего органа конвейера. Имеющийся ограничитель крутящего момента

при этом предотвращает отказы конвейера в случае застревания стружки.

Кроме того, если транспортер работает со скоростью не превышающей

требуемую, это снижается его износ.

Перечисленное, а так же то, что данный конвейер более универсален, чем

предыдущие, и при использовании на разных станках не требует применения

разных двигателей и редукторов, делает его более экономичным, чем ранее

рассмотренные.

Вместе с тем, экономичность, энергопотребление стружкоуборочных

конвейеров – аналогов все же не всегда приемлемы. Зачастую оказывается,

что их экономичность целесообразно было бы повысить, а

94

энергопотребление снизить. Особенно это требуется в тех случаях, когда

конвейер предназначен для удаления стружки от нескольких разнотипных

станков, от поточных линий станков, или из всего цеха.

Для того, чтобы общецеховой конвейер сделать более или менее

экономичным, его обычно делают таким, как описано в работе «В.В.

Иванцов. Энергосберегающее устройство пуска и регулирования скорости

многодвигательного конвейера на базе ЧРЭП «ЭРАТОН-ФР»

(http://www.erasib.ru/prod/eratonfr/ [25]).» Описанный в этой статье конвейер,

принятый нами за образец, представляет собой двухдвигательный

(двухприводной) цепной конвейер, содержащий первый и второй приводы,

включающие в себя, соответственно, первый и второй электродвигатели,

кинематически связанные со звездочками, находящимися в зацеплении с

замкнутой грузонесущей цепью.

Наряду с перечисленным, конвейер содержит приемные воронки,

размещенные над верхней ветвью грузонесущей цепи, каждая из которых

имеет цилиндрическую вертикальную часть, направленную в сторону цепи.

При эксплуатации конвейера через воронки на грузонесущую ветвь

сыплется стружка от того или иного станка, а цепь ее перемещает в зону

брикетирования. Поскольку конвейер двухдвигательный (двухприводной),

нагрузка на цепь распределяется между двумя двигателями. В связи с тем,

что приводы имеют регуляторы момента и датчики момента, соединенные с

двигателями, при колебаниях (например, увеличении) нагрузки на двигатели

их крутящий момент остается постоянным (не снижается).

Это обеспечивает меньшее энергопотребление из-за того, что в нем

применены регулятор скорости и датчик скорости. Поскольку датчик

скорости соединен с регулятором скорости (с его первым входом), скорость

перемещения груза конвейером – образцом оказывается более стабильной,

чем у аналогов. Кроме того, регулятор скорости позволяет задавать ту или

иную скорость конвейера путем подачи того или иного управляющего

сигнала на второй вход регулятора. Это дает возможность персоналу,

95

обслуживающему конвейер, устанавливать в каждый текущий момент

времени такую скорость конвейера, которая в данное время выгодна. А это

обеспечивает снижение энергопотребления конвейера.

Конвейер-образец, однако, имеет существенный недостаток. Управляя

скоростью конвейера, обслуживающий персонал зачастую выбирает

скорость, не вполне соответствующую реальному количеству стружки,

подлежащей удалению от станков и из цеха. Это не позволяет обеспечить

наименьшее энергопотребление.

В соответствии с этим, задачей разработки является дальнейшее

снижение энергопотребления конвейера. Решение этой задачи может быть

обеспечено путем автоматизации управления скоростью работы конвейера в

зависимости от количества стружки, поступающей на конвейер за

определенное время.

Схема системы оптимального регулирования предлагаемого цепного

конвейера приведена на рис.28. В ней выполнение задачи достигается за счет

того, что цепной конвейер содержит первый и второй приводы, включающие

в себя, соответственно, первый 1 и второй 2 электродвигатели,

кинематически связанные со звездочками 3, находящимися в зацеплении с

замкнутой, грузонесущей цепью 4, первый 5 и второй 6 блоки питания

двигателей, первый 7 и второй 8 двухвходовые регуляторы крутящего

момента, выход первого из которых соединен с управляющим входом первого

блока питания 5, а выход второго – с управляющим входом второго блока

питания 6. Первый 9 и второй 10 датчики момента, вход первого из которых

связан с первым двигателем 1, а выход соединен с первым входом первого

регулятора момента 7, вход второго из которых связан со вторым двигателем

2, а выход соединен с первым входом второго регулятора момента 8.

Двухвходовой регулятор скорости 11 и датчик скорости 12, вход которого

кинематически связан с первым двигателем 1, а выход соединен с первым

входом регулятора скорости 11. Регулятор соотношения сигналов 13

(например, делитель напряжения), первый выход которого соединен со

96

вторым входом первого регулятора момента 7, второй выход соединен со

вторым входом второго регулятора момента 8, а вход соединен с входом

регулятора скорости 11.

Рис.28.Схема управления цепным транспортером.

Приемные воронки 14 размещенные над верхней ветвью грузонесущей

цепи конвейера, каждая из которых имеет цилиндрическую вертикальную

97

часть, направленную в сторону конвейера, сумматор 15 и кольцевые

натрубные датчики 16, охватывающие цилиндрические части воронок 14.

Каждый датчик 16 соединен с одним из входов сумматора 15, а выход

сумматора 15 через усилитель 17 с регулируемым коэффициентом усиления

подключен ко второму входу регулятора скорости 11. Датчики 16 при этом

выполнены индуктивными (например, марки S32XL, производства фирмы

Turek CmbH & Co.KG), цилиндрические части воронок изготовлены из

диэлектрического материала (например, из керамики), а соединение каждого

датчика с сумматором произведено через адаптер (например, выпрямитель)

18 и сглаживающий фильтр 19. При использовании конвейера вначале

настраивают регулятор соотношения сигналов 13. В случае, если это

делитель напряжения типа потенциометра, его движок устанавливают в то

или иное положение. При одинаковых двигателях 1 и 2 и звездочках 3 этим

положением является, в частности, среднее положение движка. Далее на

основании предварительных экспериментов усилитель 17 настраивают на

определенный коэффициент усиления. После этого конвейер может быть

запущен в эксплуатацию.

При эксплуатации конвейера с помощью датчиков момента 9 и 10 и

регуляторов момента 7 и 8 обеспечивается стабилизация момента двигателей

1 и 2. В зависимости от количества материала, загружаемого через воронки

14 на верхнюю ветвь цепи 4, датчики 16 формируют определенные сигналы,

отображающие эти количества. Указанные сигналы преобразуются

выпрямителями 18 и фильтрами 19, сглаживающими их колебания, и

складываются сумматором 15. Усиленный сигнал от сумматора, поступая на

второй вход регулятора скорости 11, проходит через регулятор соотношения

сигналов 13, и поступая на вторые входы регуляторов 7 и 8, задает

соответствующие скорости вращения двигателям 1 и 2. При этом скорости

стабилизируются за счет обратной связи с помощью датчика скорости 12, с

выхода которого на первый вход регулятора 11 подается сигнал о колебаниях

скорости двигателей, если таковое происходит. При изменении суммарного

98

количества материала, загружаемого через воронки 14 на грузонесущую

ветвь цепи конвейера, сигнал на выходе усилителя 17 будет соответствующим

образом изменять скорость вращения двигателей 1 и 2. Это приведет к тому,

что скорость транспортирования материала, перемещаемого конвейером,

будет зависеть от количества материала, подаваемого на конвейер. «Много»

материала – конвейер работает «быстро». «Мало» материала – конвейер

работает «медленно». Такой переменный режим работы конвейера обеспечит

его работу как без перегрузок, так и без недогрузок. И в итоге конвейер

станет менее энергопотребляющим, чем образец, что представит собой

решение задачи.

4.2. Разработка датчика крутящего момента для подсистемы

стабилизации скорости приводов конвейера

Для предлагаемой разработки необходимо использование датчика

крутящего момента, позволяющего измерять момент в процессе вращения

вала и при этом имеющий высокую надежность.

Датчик крутящего момента относится к устройствам преобразования

информации и измерительной техники и может быть использована в системах

контроля и управления в машинах различного технологического назначения.

Датчик крутящего момента представляет собой устройство для измерения и

регистрации крутящего момента на вращающихся частях различных систем.

В настоящее время существуют датчики аналогичные предлагаемому. К

ним относятся, в частности, датчики, описанные в книге "В.И. Литвак.

Автоматическая аварийная защита в системах управления. - М.: Энергия,

1973". Такие датчики содержат упругий линейно деформируемый элемент, на

который наклеивается тензопреобразователь. Этот элемент через рычаг или

трос связывают с валом машины, момент на котором измеряется. Элемент

измеряет тяговое усилие, развиваемое валом, а тяговое усилие, умноженное

на радиус вала, характеризует момент. Подобные датчики крутящего момента

непригодны для измерения момента в процессе вращения вала. Но этого

недостатка лишены другие датчики-аналоги. Таковым является, например,

99

датчик крутящего момента, конструкция которого описана в статье "Lorenz-

m.ru/index.phpoption= com_content&view= article&Itemid= 143". Он содержит

вал с утоньшением (термин, приведенный в упомянутой книге В.И. Литвака

на стр. 53). Это утоньшение образует торсион. На торсион наклеиваются

тензопреобразователи. Вал устанавливает в опорах вращения в корпусе. От

корпуса на тензопреобразователи подается напряжение через коллектор,

состоящий из элементов, закрепленных на валу, и из элементов,

закрепленных на корпусе датчика. Таким же образом, через коллектор,

снимается и выходной сигнал датчика, которым является сигнал

тензопреобразователей. При вращении вала крутящий момент на нем

определенным образом деформирует торсион. Тензопреобразователи эту

деформацию преобразуют в соответствующий сигнал, а сигнал выводится на

индикатор или показывающий прибор через коллектор.

Описанный датчик позволяет измерять крутящий момент в процессе

вращения вала. Это его достоинство. Но, наряду с достоинством он имеет

серьезный недостаток: невысокую надежность, обусловленную

использованием двух коллекторов. С этим недостатком пытаются бороться

путем применения платиносодержащих контактных элементов коллектора,

однако радикально это повысить надежность не позволяет. Последнее можно

осуществить лишь исключением коллекторов из конструкции датчика, что

сделано, в частности, в датчике модели DR-3000, описанном в статье

"В.Криммель. "Измерение крутящего момента при помощи датчика и ПК/ Сб.

статей "Энергосбережение, автоматизации в промышленности,

интеллектуальные здания и АСУТП. - М.: Альфа-сенсор, 2010"". Указанный

датчик, принятый нами за образец, включает в себя индикатор момента,

корпус, установленный в корпусе с возможностью вращения (на

подшипниках) вал, в средней части которого выполнено утоньшение. На

утоньшении, представляющем собой, по сути, торсион, наклеены

тензопреобразователи. Подвод напряжения питания к преобразователям и

съем сигнала с них осуществляется через два вращающихся трансформатора,

100

у каждого из которых одна обмотка размещена на валу, а другая в корпусе.

Таким образом, при использовании датчика коллекторы не требуются, а их

заменяют бесконтактные элементы. В дополнении к описанным элементам

датчик имеет еще кольцо с зубчатым венцом, установленное на валу перед

утоньшением, и считывающую головку, закрепленную в корпусе и

взаимодействующую с зубчатым венцом. Головка магнитная (с

магнитопроводом и катушкой), но может быть выполненной и оптической (с

излучателем и фотоэлементом). С помощью головки и зубчатого венца при

вращении вала, момент на котором измеряется, можно судить еще и о

скорости вращения вала (по частоте импульсов, считываемых головкой при

взаимодействии с зубьями венца). В результате при использовании датчика в

зависимости от момента, передаваемого валом, тензопреобразователи дают

информацию об этом моменте, причем при этом можно судить о том, как

будет меняться момент при изменении скорости вращения вала.

Датчик-образец значительно надежней второго из рассмотренных

аналогов, имеет более широкие функциональные возможности, но излишне

сложен и не технологичен. Надежность его, хотя и выше, чем у аналогов, но

все же оставляет желать лучшего.

Задачей предлагаемого датчика является дальнейшее повышение

надежности датчика момента без сужения его функциональных

возможностей. Это можно обеспечить путем исключения из него

вращающихся трансформаторов и применения современных средств

микроэлектроники.

Схема предлагаемого датчика момента показана на рис. 29, а принцип ее

работы иллюстрируется временными диаграммами, приведенными на рис. 30

(момент равен нулю) и рис. 31 (момент не равен нулю).

101

Рис.29. Схема датчика крутящего момента.

Решение задачи разработки датчика осуществляется путем того, что

датчик крутящего момента включает в себя индикатор момента 1, корпус 2,

вал 3, установленный в корпусе с возможностью вращения, средняя часть

которого выполнена в виде торсиона 4, первое кольцо с первым зубчатым

венцом 6, установленное на валу 3 перед началом торсиона 4, и первую

считывающую головку 7, закрепленную в корпусе 2 и взаимодействующую с

первым зубчатым венцом 6.

102

Рис. 30. Временная диаграмма датчика момента при моменте

сопротивления равном нулю.

Рис. 31. Временная диаграмма датчика момента при моменте

сопротивления не равном нулю.

Он также содержит второе кольцо 8 со вторым зубчатым венцом 9,

установленное на валу 3 после конца торсиона 4 со стороны,

противоположной первому кольцу, вторую считывающую головку 10,

закрепленную в корпусе 2 и взаимодействующую со вторым зубчатым

венцом 9, первый 11 и второй 12 формирователи импульсов, соединенные,

соответственно, с первой 7 и второй 10 считывающими головками, первый 13

и второй 14 элементы дифференцирования, входы которых соединены,

соответственно, с выходами первого 11 и второго 12 формирователей

103

импульсов, RS-триггер 15, первый и второй входы которого соединены,

соответственно, с выходами первого и второго дифференцирующих

элементов 13 и 14, инвертирующий усилитель 16, вход которого соединен с

первым выходом RS-триггера 15, и сглаживающий фильтр 17, первый вход

которого соединен с выходом инвертирующего усилителя 16, второй вход

соединен со вторым выходом RS-триггера 15, а выход соединен с

индикатором момента 1. При этом второй зубчатый венец 9 смещен в

окружном направлении относительно первого 6 на половину шага зубьев.

При использовании датчика вал 3 включают в кинематическую цепь,

момент в которой измеряется. Корпус 2 датчика закрепляется на стойке

неподвижно. При вращении вала 3 считывающие головки 7 и 10,

взаимодействуя с зубчатыми венцами 6 и 9, выдают последовательности

импульсов, форма которых близка с синусоидальной (рис. 30). Проходя через

формирователи 11 и 12, эти импульсы приобретают прямоугольную форму.

Далее дифференцирующие элементы 13 и 14 "вырезают" из них передние

фронты, в результате чего, на выходы триггера 15 поступают короткие

импульсы, попеременно переключающие его из одного "положения" в другое.

Если вал 3 моментом сопротивления не нагружен, то, поскольку зубья венцов

6 и 9 смещены друг относительно друга на полшага, на выходах триггера 15

будет попеременно появляться сигнал "1" (допустим, положительной

полярности), занимающий по времени половину интервала между

импульсами, поступающими на первый вход триггера. Сигнал "1",

появляющийся на первом выходе триггера 15, проходит далее через

инвертирующий усилитель 16 и меняет полярность, не изменяясь по уровню.

Получается, что за период поступления импульсов на первый вход триггера

15, на его втором выходе и на выходе инвертирующего усилителя 16

появляется последовательность сигналов положительной и отрицательной

полярности, равных по длительности половине периода поступления

импульсов на первый вход триггера 15 и равных по уровню (по модулю) друг

другу. Эта последовательность поступает на сглаживающий фильтр 17,

104

усредняется им, и в результате на выходе фильтра получается нулевое

напряжение. Подаваемое на индикатор 1, оно выдает информацию на выходе

устройства о том, что измеряемый момент равен нулю. Если вал 3

нагружается некоторым моментом сопротивления (рис. 31), то венцы 6 и 9 из-

за деформации торсиона 4 вала 3 друг относительно друга в окружном

направлении смещаются дополнительно. Это приводит к тому, что на фильтр

17 поступают уже не равные по длительности сигналы "1", отличающиеся

лишь полярностью, а один сигнал больший (более продолжительный), а

другой меньший (менее продолжительный). На входе фильтра появится

усредненное напряжение, отличающееся от нулевого, причем уровень этого

отличия будет пропорционален моменту, а знак - направлению момента.

Поступая на индикатор 1, напряжение с выхода фильтра выдаст информацию

об этом на выходе устройства. Нагружая на вал 3 датчика различными

заранее известными моментами по величине и знаку, показания индикатора 1

можно проградуировать, а затем можно будет пользоваться предложенным

датчиком как измерительным устройством.

Сравнивая предложенный датчик крутящего момента с образцом, не

трудно заметить, что он существенно проще. Фильтры 11 и 12 в нем могут

быть выполнены на одной типовой интегральной схеме. Элементы 13, 14 и 15

- на второй. Элементы 16 и 17 - на третьей. В нем нет вращающихся

трансформаторов и тензопреобразователей, таких, как в образце. Таким

образом, он реально намного проще, что обуславливает его более высокую

надежность. Повышение надежности датчика является решением

поставленной задачи.

4.3. Разработка принципиальных схем комбинированного привода и

механизма натяжения цепи конвейера

4.3.1. Разработка привода комбинированного назначения

Для цепного конвейера необходима станция натяжения, так как цепи со

временем ослабевают. Для этого транспортера мы разрабатываем один из

редукторов с функцией натяжения цепи.

105

Предлагаемый редуктор может быть использован в составе приводов

любых тяжело нагруженных конвейеров с гибким тяговым элементом. В

таких конвейерах зачастую используются два привода: устанавливаемые в

головной и хвостовой частях. В хвостовой части или вблизи нее обычно

устанавливается и устройство натяжения тягового элемента конвейера.

Обычно приводы и натяжное устройство конвейера конструктивно

выполняются автономно. В таком случае в приводах используются редукторы

общеизвестной конструкции, чаще всего цилиндрические одноступенчатые с

большим передаточным отношением или двухступенчатые цилиндро–

конические (первые – с параллельными осями валов, вторые – одна ступень с

параллельными осями, другая с перпендикулярными). Такие редукторы

описаны, например, в книге «И.И.Устюгов. Детали машин. – М.: Высшая

школа, 1973» на стр. 194-197 [20], где приведены также иллюстрации их

конструктивного исполнения на рис. 118-119, 122-123.

Эти редукторы весьма просты, но обладают существенным недостатком,

ограничивающим возможность их применения в двухприводных конвейерах.

Обусловлено это тем, что расстояние между параллельными осями в таких

редукторах всегда одно и, присоединяя к выходному валу редуктора

приводной барабан конвейера (в случае, если это ленточный конвейер) или

вал со звездочками (если это цепной конвейер), натягивать тяговый элемент

конвейера, перемещая выходной вал редуктора, возможности нет (это можно

делать, только устанавливая весь привод на катки, что в тяжелонагруженных

конвейерах громоздко и затратно). Поэтому и приходится приводы и

натяжное устройство конвейера выполнять автономно.

Для того чтобы упростить двухприводной конвейер, привод,

устанавливаемый в его хвостовой части, и устройство натяжения тягового

элемента целесообразно конструктивно совмещать. Это можно осуществить

путем применения многоступенчатых редукторов с параллельными валами, в

которых между осями расстояния разные. К таким редукторам относятся, в

частности, многоступенчатые редукторы, описанные также в книге

106

«И.И.Устюгов. Детали машин. – М.: Высшая школа, 1973» на стр. 170 [20],

где вместе с описанием приведена и схема указанного редуктора (рис. 131).

Описанный в этой книге редуктор, принятый нами за образец, содержит

размещенную в корпусе многоступенчатую зубчатую передачу, в которой

предпоследняя, последняя и предшествующие им ступени состоят из

находящихся в зацеплении цилиндрических зубчатых колес, установленных

на трех и более параллельных валах. Все валы редуктора (выходной вал

последней ступени, входной вал последней ступени и он же выходной вал

предпоследней ступени и предшествующие им) закреплены в концевых

опорах в корпусе неподвижно и расположены в одной плоскости. При

использовании редуктора в конвейерах его устанавливают неподвижно, так

чтобы валы были параллельны оси приводного барабана конвейера или вала с

приводными звездочками, и соединяют один из валов редуктора с валом

барабана или с валом со звездочками. Производя соединение с тем или иным

валом редуктора, натягивают тяговый элемент конвейера нужным образом.

Если нужно натяжение изменить, производят пересоединение.

Применение редуктора – образца позволяет конструктивно объединить

приводное и натяжное устройства конвейера. Автономное натяжное

устройство в этом случае не требуется, что существенно упрощает

конструкцию всего конвейера. А упрощение конструкции влечет за собой и

повышение его надежности.

Вместе с тем, редуктор-образец имеет и заметные недостатки, также

ограничивающие его применение в приводах конвейеров. Первый из них

состоит в том, что изменение натяжения тягового элемента при его

использовании возможно только дискретно (эта дискретность определяется

постоянством расстояний между осями валов редуктора). Второй недостаток

связан с тем, что соединяя вал барабана или вал со звездочками конвейера с

тем или иным валом редуктора, приходится идти на изменение скорости

работы конвейера из-за изменения передаточного отношения участвующего в

работе отрезка кинематической цепи. Для того чтобы этого избежать, в

приводе нужно применять регулируемый двигатель, что сложно и не всегда

107

экономически оправдано.

Рассмотрим привод с другим видом редуктора. За основы возьмем привод,

описанный в книге «И.И.Устюгов. Детали машин. М.: Высшая школа, 1981»

на стр.148 [20] и проиллюстрированный в этой книге рис.106. Он содержит

электродвигатель и червячный редуктор, включающий в себя корпус и

размещенные в нем червяк и червячное колесо, установленные на опорах

качения и находящиеся в зацеплении друг с другом. Червяк с помощью

муфты жестко соединен с электродвигателем, поэтому при работе

электродвигателя вращение его вала передается червяку, а от червяка –

червячному колесу. Червячное колесо при использовании привода

соединяется рабочим органом машины тоже через муфту и при включении

электродвигателя заставляет этот орган перемещаться.

Описанный привод имеет важный для нас недостаток: невозможность

регулирования расстояния между его выходом и входом (электродвигателем).

Для того чтобы его исключить или, по крайней мере, уменьшить его

значимость, мощный электродвигатель привода устанавливают не на станине

машины, а на отдельном фундаменте в нижней части машины. Весь привод

тогда выполняют так, как описано в той же книге «И.И.Устюгов. Детали

машин. М.: Высшая школа, 1981», но на стр.65. Схема такого привода

приведена в этой книге на рис.43. Он содержит электродвигатель и

червячный редуктор, так же, как и двигатель, устанавливаемый на отдельном

от машины фундаменте (последний может быть общий с электродвигателем).

Редуктор включает в себя корпус и установленные в нем на опорах качения

червячное колесо и находящийся в зацеплении с колесом червяк. Кроме того,

привод содержит цепную передачу. Выход цепной передачи (ведомая

звездочка) соединяется с рабочим органом машины. Вход цепной передачи

(ведущая звездочка) соединяется с выходом червячного редуктора (с

червячным колесом), вход редуктора (червяк) через жесткую муфту

соединяется с валом электродвигателя.

Данный привод обладает важным достоинством: использование в нем

цепной передачи позволяет менять расстояние между выходом привода и

108

электродвигателем, что как раз необходимо при использовании привода в

конвейерах или транспортерах. Вместе с тем, использование цепной передачи

ведет к возникновению колебаний в приводе, передающихся рабочему органу

машины. Такая работа цепной передачи – ее принципиальная особенность.

Для того чтобы регулировать расстояние между выходом привода и его

входом (электродвигателем), в цепной передаче нужно использовать комплект

цепей разной длины. Поскольку такой комплект содержит ограниченное

число цепей, то регулирование расстояния может осуществляться лишь в

виде настройки на несколько значений. Точное регулирование расстояния

(настройка его на любое значение в пределах данного диапазона) в

описанном приводе невозможна.

В соответствии с изложенным, задачей дальнейшей разработки является

обеспечение возможности настройки на любое значение расстояния между

выходом привода и его входом (электродвигателем).

Технически решение поставленной задачи достигается за счет того, что

электромеханический привод, содержащий электродвигатель 1 и червячный

редуктор, включает в себя корпус 2 и установленные в нем на опорах качения

червячное колесо 3 и находящийся в зацеплении с колесом червяк 4. Он

также снабжен шлицевым валом 5, кинематически через муфту 6 связанным с

двигателем 1. Червяк 4 выполнен со сквозным осевым шлицевым отверстием.

Шлицевый вал 5 размещен внутри отверстия, а корпус 1 установлен на

направляющих 7, параллельных червяку 5. Кроме того, привод снабжен

механизмами перемещения и фиксации редуктора на направляющих (на

рисунке они условно не показаны).

Конструкция предлагаемого привода показана на рис. 32.

При использовании привода электродвигатель 1 устанавливают на

фундаменте, отдельном от машины, в которой он применен. Редуктор с

направляющими 7 устанавливают на отдельном фундаменте или на общем с

двигателем.

109

Ри

с.32. П

ри

вод

с ч

ервячн

ым

ред

укто

ром

ком

би

ни

рован

ного

наз

нач

ени

я.

110

Редуктор перемещают по направляющим 7 до положения, в котором вал

червячного колеса 3 можно будет без промежуточных передач напрямую

соединить с рабочим органом машины. Это перемещение может быть любым

в пределах, ограниченных лишь длиной направляющих 7 и шлицевого вала 5.

Затем с помощью механизма фиксации редуктор на направляющих 7

фиксируют (это может быть осуществлено, например, прижимными

планками с болтами).

В результате получается, что выход привода (вал колеса 3) и вход привода

(вал двигателя 1) могут быть разнесены на различные расстояния. Это

исключает необходимость применения цепной передачи между редуктором и

рабочим органом машины. Отсутствие цепной передачи улучшает

динамические качества машины и повышает ее надежность. Таким образом,

предлагаемый привод более надежный, чем его предшественник, и

обеспечивает более высокую надежность машины с его применением.

Однако разработанный червячный редуктор обладает следующими

недостатками:

- сравнительно низкий КПД вследствие скольжения витков червяка по

зубьям колеса;

- значительное выделение теплоты в зоне зацепления червяка с колесом;

- необходимость применения для венцов червячных колес дефицитных

антифрикционных материалов;

- повышенное изнашивание и склонность к заеданию;

- большие вибрационные нагрузки, передающиеся рабочему органу

машины, возникающие вследствие большой длины червяка.

Таким образом, мы решили отказаться от данной модели редуктора и

разработать другой привод, который будет немного сложнее, но надежнее.

В связи с изложенным, задачей предлагаемой разработки является

обеспечение возможности не дискретного изменения расстояний между

осями валов редуктора при постоянстве передаточного отношения рабочего

участка его кинематической цепи. При использовании редуктора в

111

конвейерах это позволит бесступенчато регулировать натяжение тягового

элемента и избежать необходимости применения регулируемого

электродвигателя, что приведет к дальнейшему повышению надежности

конвейеров.

На рис.33 и 34 показаны конструктивные схемы предлагаемого редуктора:

на рис.33 – схема развертки, на рис.34 – схема свертки (вид слева).

Решение поставленной задачи обеспечивается за счет того, что редуктор,

содержит размещенную в корпусе 1 многоступенчатую зубчатую передачу,

включающую в себя колеса 2, 3, 4, 5, 6, 7. Предпоследняя и последняя

ступени редуктора состоят из находящихся в зацеплении цилиндрических

зубчатых колес соответственно 5, 4 и 3, 2, установленных на трех

параллельных валах, из которых первый 8 закреплен в корпусе 1 в

неподвижных опорах 9 и является входным валом предпоследней ступени,

второй вал 10 является выходным валом предпоследней ступени и входным

валом последней ступени, а третий 11 – является выходным валом последней

ступени и всего редуктора. Корпус 1 снабжен выполненными в его стенках 12

двумя параллельными прямолинейными пазами 13 и двумя соосными

круговыми пазами 14, имеющими радиус, равный межосевому расстоянию

предпоследней ступени. Валы 8 и 10 предпоследней ступени соединены

первым жестким звеном 15 с возможностью поворота звена относительно

осей первого 8 и второго 10 валов в плоскости, перпендикулярной осям валов

8 и 10, валы последней ступени 10 и 11 соединены вторым жестким звеном

16 с возможностью поворота звена относительно осей второго 10 и третьего

11 валов в плоскости, перпендикулярной осям валов 10 и 11. Второй вал 10

закреплен в опорах 17, размещенных в круговых пазах 14, а третий вал 11 – в

опорах 18, размещенных в прямолинейных пазах 13. Редуктор также снабжен

механизмом (на рис. 33 и 34 он условно не показан) перемещения опор 18

третьего вала 11 в пазах 13 в направлении, перпендикулярном оси вала 11, и

механизмами фиксации (они также условно не показаны) положения опор 17

и 18 второго 10 и третьего 11 валов.

112

Рис. 33. Конструктивная схема развертки редуктора.

Рис. 34. Конструктивная схема свертки редуктора.

113

При использовании редуктора вал, на котором установлено колесо 7,

соединяют с электродвигателем, а вал 11 – например, с приводным барабаном

конвейера или с валом с приводными звездочками конвейера. Далее с

помощью механизма перемещения опор 18 перемещают вал 11 в пазу 13,

изменяя бесступенчато расстояние между валами 8 и 11, положение

приводного барабана конвейера и тем самым бесступенчато регулируя

натяжение тягового элемента конвейера. При этом звенья 15 и 16

поворачиваются, опоры 17 вала 10 перемещаются в пазу 14, но колеса 2 и 3, 4

и 5, 6 и 7 остаются в зацеплении, как и прежде. Осуществив требуемое

перемещение вала 11, механизмами фиксации положение опор 17 и 18

фиксируют, и редуктор может работать. При включении двигателя вращение

будет передаваться от колеса 7 к колесу 2 и на вал 11, в каком бы месте паза

13 он не находился. Передаточное отношение участвующего в работе участка

кинематической цепи при этом будет оставаться постоянным, что не

потребует изменения скорости вращения двигателя, а значит, и применения

регулируемого двигателя.

Применение предлагаемого редуктора повлечет за собой повышение

надежности конвейера или иной аналогичной машины, что и будет являться

решением бесступенчатого регулирования натяжения тягового элемента.

После того, как разработан привод комбинированного назначения,

приступим к проектированию механизма натяжения цепи конвейера.

4.3.2. Разработка механизма натяжения цепи конвейера

Натяжное устройство будет винтового типа. Работа натяжного устройства

осуществляется следующим образом.

Механизм натяжения служит для регулировки натяжения цепи, которое

осуществляется с помощью винтового механизма. Натяжение конвейерной

цепи осуществляется перемещением натяжного барабана с помощью винтов,

вращаемых штурвалом. Штурвал будет крутить человек.

Проведем расчет механизма натяжения.

114

Величина хода натяжного устройства зависит от шага цепи и определяется

по формуле: 24,0125,092,12...6,1 tL м

Общую длину винта конструктивно принимаю Lоб = 0,57 м.

Принимаю материал для винта - сталь 45 с допускаемым напряжением на

срез []ср = 100 Н/мм2 и пределом текучести Т = 320 Н/мм

2. Тип резьбы

выбираю трапецеидальный (ГОСТ 24737-81).

Принимаю материал для гайки - сталь марки 40Х с допускаемым

напряжением на срез []ср = 143 Н/мм2 и пределом текучести [Т] = 785

Н/мм2. Тип резьбы тот же.

Средний диаметр резьбы винта определяю по формуле: ][

2p

Рd

Hh

Н

, мм,

где: H = 2 - отношение высоты гайки к среднему диаметру [10, стр.106];

h = 0,5 - отношение рабочей высоты профиля к шагу резьбы; равно 0,5

для трапецеидальной и прямоугольной резьбы, 0,75 - для упорной, 0,54 - для

треугольной;

[p] = 10 Н/мм2 - допускаемое напряжение в резьбе, зависящее от трущихся

материалов, при трении стали по стали [10, стр.106]; [p] = 7,5...13 Н/мм2;

РH = Sнб + Sсб + Т - натяжное усилие, где Sнб = S2 = 2920 H - натяжение

набегающей на натяжной барабан ветви, Sсб = S3 = 3125 H - натяжение

сбегающей с натяжного барабана ветви, Т = 200...300 Н - сопротивление

перемещению ползуна в направляющих.

РH = 2920+3125+300 = 6345 Н

2,141025,014,3

63452

d мм

Внутренний диаметр резьбы определяю по формуле:

6,12125,1

2,14

125,1

21

dd мм,

Учитывая, что длина винта большая и требуется большая устойчивость,

выбираю стандартную трапецеидальную резьбу по ГОСТ 24737-81 с

115

номинальным диаметром d = 40 мм, внутренним диаметром d1 = 33 мм,

средним диаметром d2 = 37 мм и шагом Sр = 6 мм.

Угол подъема резьбы определяю по формуле:

ooрarctg

d

Sarctg 395,2

3714,3

6

2

Произвожу проверку надежности самоторможения, для чего должно

выполняться условие: farctgo 1 ,

где: f = 0,2 - коэффициент трения стали по стали.

oooo arctg 114;2,013 . Условие выполняется.

Остальные основные размеры и параметры натяжного устройства

выбираем конструктивно, исходя из рекомендаций [1, 4].

Кинематическая схема натяжной станции конвейера представлена на

рис.35.

Рис.35. Кинематическая схема натяжной станции конвейера.

Выбор параметров передаточного механизма [1].

Ориентировочно примем, что максимальный крутящий момент, который

может развить человек, используя штурвал диаметром Dш = 0,5 м, равен

116

Тчел=50 Нм.

Необходимый момент кручения на рукоятке: 𝑀в = 122,1 Н ∙ м > 𝑇чел

Данное значение превышает максимальный крутящий момент человека,

что подтверждает необходимость передаточного механизма.

Крутящие моменты, передаваемые валами.

Т1 = Тчел = 50 Нм - на быстроходном валу;

Т2 = 135,8 Нм - на промежуточном валу;

Т3 = 131,8 Нм - на тихоходном валу.

Твых = 129,2 Нм - выходной крутящий момент (на винте).

По ГОСТ 2185-66 принимаем передаточное число быстроходной передачи

𝑢б = 2,8.

Выбор параметров тихоходной конической зубчатой ступени

выбираем исходя из рекомендаций [4].

Исходные данные:

Тип зуба: прямой.

Крутящий момент на шестерне: Т1 = Т(3) = 131,8 Н∙м.

Частота вращения шестерни: n1 = n(3) = 5,36 об/мин.

Передаточное число: u = 1

Выбор параметров быстроходной конической зубчатой ступени

выбираем исходя из рекомендаций [4].

Исходные данные:

Тип зуба: прямой.

Крутящий момент на шестерне: Т1 = Т(чел) = 50 Н∙м.

Частота вращения шестерни: n1 = n(чел) = 15 об/мин.

Передаточное число: u = 2,8

Проектный выбор основных параметров валов [4].

Определим минимальный диаметр вала по пониженным допускаемым

напряжениям: [𝜏𝑘] = 19,5 … 23,4 МПа;

Тихоходный вал (ходовой винт). Конструктивно принимаем:

117

𝑑3 = 32 мм.

Промежуточный вал. Конструктивно принимаем: 𝑑2 = 32 мм.

Быстроходный вал (штурвал). Конструктивно принимаем:

𝑑1 = 24 мм.

После всех проведенных расчетов и выбора основных параметров можно

скомпоновать сам механизм натяжения цепи конвейера.

Конструкция механизма натяжения цепи конвейера изображена на рис.36.

Рис.36. Механизм натяжения цепи.

118

После того, как разработали схемы комбинированного привода и

механизма натяжения цепи, проведем подробные расчеты основных узлов

цепного конвейера.

4.4. Тяговый расчет двухприводного цепного конвейера и определение

мощности приводов

В гибком автоматизированном цехе механообработки масса удаляемой от

станков стружки будет постоянно изменяться, поэтому на тяговый орган

общецехового цепного конвейера будет действовать переменная нагрузка.

Для определения диапазона нагрузок, действующих на цепь конвейера, а

также необходимой мощности электродвигателей, рассмотрим два

теоретически возможных случая:

- при максимальной производительности цеха;

- при минимальной производительности цеха.

Тяговый расчет будем проводить при разных скоростях движения настила.

Таким образом, мы определим максимальную и минимальную частоты

вращения двигателей (что позволит определить марку двигателей),

требуемый диапазон их регулирования (что позволит выбрать

преобразователь частоты) и оптимальные значения ширины настила и

высоты бортов.

Составим расчетную схему конвейера (рис. 37) и диаграмму натяжения

цепи (рис. 38) для подробного тягового расчета конвейера.

Рис. 37. Расчетная схема натяжения цепи конвейера.

119

Рис. 38. Диаграмма натяжения цепи конвейера.

4.4.1. Тяговый расчет при максимальной производительности цеха

Исходные параметры:

производительность Q = 13,121 т/час;

длина конвейера L = 50 м;

угол наклона конвейера β= 0o;

плотность транспортируемого груза q = 0,6 т/м3.

Скорость ходовой части выбираем из ряда нормальных скоростей для

пластинчатых конвейеров: 0,05 - 0,1 - 0,125 - 0,16 - 0,2 - 0,25 - 0,315 - 0,4 - 0,5

- 0,63 м/с.

Сначала определяем ширину настила.

Масса стружки, находящейся на конвейере:

𝑚стр = 𝑞гр ∙𝐿

𝑔

Объѐм стружки, находящейся на конвейере:

𝑉стр =𝑚стр

𝜌

Средняя площадь сечения насыпного груза равна:

𝐹стрср

=𝑉стр

𝐿

Наибольшая площадь сечения насыпного груза равна:

𝐹стр𝑚𝑎𝑥 = 2 ∙ 𝐹стр

ср= 2 ∙

𝑉стр

𝐿

С другой стороны, площадь сечения насыпного груза равна сумме

120

площадей треугольника с высотой h1 и основанием b (ширина настила по

бортам) и прямоугольника высотой h2 и шириной b:

𝐹стр𝑚𝑎𝑥 = 𝐹1 + 𝐹2 = [

1

4𝑏2 ∙ 𝑡𝑔𝜑1] + [ℎ2 ∙ 𝑏]

Тогда высота прямоугольника равна: ℎ2 =𝐹стр

𝑚𝑎𝑥

𝑏− [

1

4𝑏 ∙ 𝑡𝑔𝜑1]

где 𝜑1 = 0,4𝜑 - угол естественного откоса груза при движении; при угле

естественного откоса в состоянии покоя 𝜑 = 30 ÷ 45°, 𝜑1 = 12 ÷ 18°,

примем минимальный угол откоса 𝜑1 = 12°.

Ширину полотна и высоту бортов будем выбирать по ГОСТ 22281 - 76 из

номинального ряда [1, стр. 171].

Предварительно принимаем в качестве тягового органа конвейера

пластинчатую катковую цепь типа 4 исполнения 1 (ГОСТ 588-81).

Проведем тяговый расчет при скорости настила 1 м/с.

При тяговом расчете, для начала определим нагрузки на транспортную

цепь.

Линейную силу тяжести груза определяем по формуле:

;/8,3581,916,3

121,13

6,3мНg

Qqгр

Определим ширину настила.

Масса стружки, находящейся на конвейере:

𝑚стр = 𝑞гр ∙𝐿

𝑔= 35,8 ∙

50

9,81= 182,5кг

Объѐм стружки, находящейся на конвейере:

𝑉стр =𝑚стр

𝜌=

182,5

0,6 ∙ 103= 0,3м3

Средняя площадь сечения насыпного груза равна:

𝐹стрср

=𝑉стр

𝐿=

0,3

50= 0,006м2

Наибольшая площадь сечения насыпного груза равна:

121

𝐹стр𝑚𝑎𝑥 = 2 ∙ 𝐹стр

ср= 2 ∙

𝑉стр

𝐿= 2 ∙

0,3

50= 0,012м2

С другой стороны, площадь сечения насыпного груза равна сумме

площадей треугольника с высотой h1 и основанием b = B - 10 мм (ширина

настила по бортам) и прямоугольника высотой h2 и шириной b:

𝐹стр𝑚𝑎𝑥 = 𝐹1 + 𝐹2 = [

1

4𝑏2 ∙ 𝑡𝑔12°. ] + [ℎ2 ∙ 𝑏]

Выбираем ширину полотна из номинального ряда B = 400 мм.

Тогда высота прямоугольника равна:

ℎ2 =0,012

0,4 − 0,01−

1

4∙ 0,392 ∙ 𝑡𝑔12 = 0,023м = 23мм

Выбираем высоту бортов из номинального ряда hб = 80 мм.

Линейную силу тяжести настила с цепями q0 определяют по данным по

нормативам проектных организаций в зависимости от ширины и типа

настила. Ориентировочно: ,600 ABqо

где A = 400 - коэффициент, принимаемый в зависимости от ширины полотна

и вида груза [1, табл. 5,3, стр.175].

./6404004,0600 мНqо

Выбираю ориентировочное значение коэффициента w сопротивления

движению настила на прямолинейных участках при хороших условиях

работы и с катками на подшипниках скольжения: 060,0w .

Максимальное статическое натяжение цепей пластинчатого конвейера с

подвижным бортовым настилом можно ориентировочно для проектного

расчета и предварительного выбора типоразмера цепи определить по

обобщенной формуле:

с одним приводом: ;05,1 minmax LqLqqwSS оогр

где L – длина горизонтальной проекции конвейера.

Smin - минимальное натяжение цепи; принимают не менее 5% от

допускаемого натяжения цепи выбранного типа, но не менее 500 Н на одну

цепь; примем для двух цепей Smin = 1000 Н.

122

;5195508,35506408,3506,0100005,1max НS

с двумя приводами: ;)(05,1 minmax LqqwSS oгр

;317950)6408,35(06,0100005,1max НS

Теперь можно провести подробный тяговый расчет.

S1 = Smin = 1000 H

S2 = S1 + qolw = 1000 + 640∙50∙0,06 = 2920 H

S3 = S2 + (S2 + Smin)( k1 - 1) = 2920 + (2920 + 1000)( 1,06 - 1) = 3155 H

где k1 = k2 = 1,06 - общий коэффициент сопротивления на поворотной

звездочке хвостового и головного приводах соответственно при хороших

условиях работы конвейера.

S4 = Smin + (qo + qгр)lw = 1000 + (640 + 35,8)∙50∙0,06 = 3027 H

Тяговое усилие хвостового привода:

W1 = S3 - Smin = 3125 - 1000 = 2125 H

Тяговое усилие головного привода:

W2 = S4 - Smin+(S4 + Smin) (k2 - 1) =3027-1000+(3027+1000)(1,06-1)=2269 H

Максимальное статическое натяжение цепей:

𝑆𝑚𝑎𝑥расч

= 𝑊2 + 𝑆𝑚𝑖𝑛 = 2269 + 1000 = 3269Н

Теперь рассчитаем мощности приводов:

Мощность хвостового привода:

𝑁1 =𝑊1 ∙ 𝑣

1000 ∙ 𝜂1=

2125 ∙ 1

1000 ∙ 0,94= 2,23кВт

Мощность головного привода:

𝑁2 =𝑊2 ∙ 𝑣

1000 ∙ 𝜂2=

2269 ∙ 1

1000 ∙ 0,94= 2,41кВт

𝜂1 = 𝜂2 = 0,94- КПД приводов с двухступенчатыми редукторами.

Проведем тяговый расчет при скорости настила 0,63 м/с.

Определяем нагрузки на транспортную цепь.

Линейную силу тяжести груза определяем по формуле:

123

;/8,5681,9

63,06,3

121,13

6,3

мНgQ

грq

Определим ширину настила.

Масса стружки, находящейся на конвейере равна:

𝑚стр = 𝑞гр ∙𝐿

𝑔= 56,8 ∙

50

9,81= 289,5кг

Объѐм стружки, находящейся на конвейере:

𝑉стр =𝑚стр

𝜌=

289,5

0,6 ∙ 103= 0,48м3

Наибольшая площадь сечения насыпного груза равна:

𝐹стр𝑚𝑎𝑥 = 2 ∙ 𝐹стр

ср= 2 ∙

𝑉стр

𝐿= 2 ∙

0,48

50= 0,019м2

С другой стороны, площадь сечения насыпного груза равна:

𝐹стр𝑚𝑎𝑥 = 𝐹1 + 𝐹2 = [

1

4𝑏2 ∙ 𝑡𝑔12°. ] + [ℎ2 ∙ 𝑏]

Выбираю ширину полотна из номинального ряда B = 400 мм.

Тогда высота прямоугольника равна:

ℎ2 =𝐹стр

𝑚𝑎𝑥

𝑏−

1

4∙ 𝑏2 ∙ 𝑡𝑔12° =

0,019

0,39−

1

4∙ 0,392 ∙ 𝑡𝑔12° = 0,041м = 41мм

Выбираю высоту бортов из номинального ряда hб = 80 мм.

Линейную силу тяжести настила с цепями определяю ориентировочно:

,600 ABqо

где A = 400 - коэффициент, принимаемый в зависимости от ширины полотна

и вида груза [1, табл. 5,3, стр.175].

./6404004,0600 мНqо

Максимальное статическое натяжение цепей:

;)(05,1 minmax LqqwSS oгр

;324550)6408,56(06,0100005,1max НS

Проведем подробный тяговый расчет:

S1 = Smin = 1000 H

124

S2 = S1 + qo · lw = 1000 + 640 · 50 · 0,06 = 2920 H

S3 = S2 + (S2 + Smin) · ( k1 - 1) = 2920 + (2920 + 1000) · (1,06 - 1) = 3125 H

S4 = Smin + (qo + qгр)lw = 1000 + (640 + 56,8) · 50 · 0,06 = 3090 H

Тяговое усилие хвостового привода:

W1 = S3 - Smin = 3125 - 1000 = 2125 H

Тяговое усилие головного привода:

W2 = S4 - Smin+(S4 + Smin) (k2 - 1) = 3090 - 1000 + (3090+1000) (1,06-1)=2335 H.

Максимальное статическое натяжение цепей:

𝑆𝑚𝑎𝑥расч

= 𝑊2 + 𝑆𝑚𝑖𝑛 = 2335 + 1000 = 3335Н

Рассчитаем мощности приводов.

Мощность хвостового привода:

𝑁1 =𝑊1 ∙ 𝑣

1000 ∙ 𝜂1=

2125 ∙ 0,63

1000 ∙ 0,94= 1,42кВт

Мощность головного привода:

𝑁2 =𝑊2 ∙ 𝑣

1000 ∙ 𝜂2=

2335 ∙ 0,63

1000 ∙ 0,94= 1,56кВт

Проведем расчет при скорости настила 0,4 м/с

Определим нагрузки на транспортную цепь.

Линейную силу тяжести груза определяем по формуле:

;/4,8981,94,06,3

121,13

6,3мНg

Qqгр

Определение ширины настила

Масса стружки, находящейся на конвейере:

𝑚стр = 𝑞гр ∙𝐿

𝑔= 89,4 ∙

50

9,81= 455,6кг

Объѐм стружки, находящейся на конвейере:

𝑉стр =𝑚стр

𝜌=

455,6

0,6 ∙ 103= 0,76м3

Наибольшая площадь сечения насыпного груза равна:

125

𝐹стр𝑚𝑎𝑥 = 2 ∙ 𝐹стр

ср= 2 ∙

𝑉стр

𝐿= 2 ∙

0,76

50= 0,03м2

С другой стороны, площадь сечения насыпного груза равна:

𝐹стр𝑚𝑎𝑥 = 𝐹1 + 𝐹2 = [

1

4𝑏2 ∙ 𝑡𝑔12°. ] + [ℎ2 ∙ 𝑏]

Выбираю ширину полотна из номинального ряда B = 400 мм.

Тогда высота прямоугольника равна:

ℎ2 =𝐹стр

𝑚𝑎𝑥

𝑏−

1

4∙ 𝑏2 ∙ 𝑡𝑔12° =

0,03

0,39−

1

4∙ 0,392 ∙ 𝑡𝑔12° = 0,069м = 69мм

Выбираю высоту бортов из номинального ряда hб = 125 мм.

Линейную силу тяжести настила с цепями q0 определяю ориентировочно:

,600 ABqо

где A = 400 - коэффициент, принимаемый в зависимости от ширины полотна

и вида груза [1, табл. 5,3, стр.175].

./6404004,0600 мНqо

Максимальное статическое натяжение цепей:

;)(05,1 minmax LqqwSS oгр

;334850)6404,89(06,0100005,1max НS

Проведем подробный тяговый расчет:

S1 = Smin = 1000 H

S2 = S1 + qolw = 1000 + 640·50·0,06 = 2920 H

S3 = S2 + (S2 + Smin)·( k1 - 1) = 2920 + (2920 + 1000)·( 1,06 - 1) = 3125 H

S4 = Smin + (qo + qгр)lw = 1000 + (640 + 89,4)·50·0,06 = 3188 H

Тяговое усилие хвостового привода:

W1 = S3 - Smin = 3125 - 1000 = 2125 H

Тяговое усилие головного привода:

W2 = S4 - Smin+(S4 + Smin) (k2 - 1) =3188-1000+(3188+1000)(1,06 -1)=2439 H

Максимальное статическое натяжение цепей:

𝑆𝑚𝑎𝑥расч

= 𝑊2 + 𝑆𝑚𝑖𝑛 = 2239 + 1000 = 3439Н

Рассчитаем мощности приводов:

126

Для хвостового привода:

𝑁1 =𝑊1 ∙ 𝑣

1000 ∙ 𝜂1=

2125 ∙ 0,4

1000 ∙ 0,94= 0,9кВт

Для головного привода:

𝑁2 =𝑊2 ∙ 𝑣

1000 ∙ 𝜂2=

2439 ∙ 0,4

1000 ∙ 0,94= 1,04кВт

Проведем тяговый расчет при скорости настила 0,25 м/с

Определяем нагрузки на транспортную цепь:

Линейную силу тяжести груза определяем по формуле:

;/14381,925,06,3

121,13

6,3мНg

Qqгр

Определяем ширину настила:

Масса стружки, находящейся на конвейере:

𝑚стр = 𝑞гр ∙𝐿

𝑔= 143 ∙

50

9,81= 728,8кг

Объѐм стружки, находящейся на конвейере:

𝑉стр =𝑚стр

𝜌=

728,8

0,6 ∙ 103= 1,21м3

Наибольшая площадь сечения насыпного груза равна:

𝐹стр𝑚𝑎𝑥 = 2 ∙ 𝐹стр

ср= 2 ∙

𝑉стр

𝐿= 2 ∙

1,21

50= 0,048м2

С другой стороны, площадь сечения насыпного груза равна:

𝐹стр𝑚𝑎𝑥 = 𝐹1 + 𝐹2 = [

1

4𝑏2 ∙ 𝑡𝑔12°. ] + [ℎ2 ∙ 𝑏]

Выбираю ширину полотна из номинального ряда B = 400 мм.

Тогда высота прямоугольника равна:

ℎ2 =𝐹стр

𝑚𝑎𝑥

𝑏−

1

4∙ 𝑏2 ∙ 𝑡𝑔12° =

0,048

0,39−

1

4∙ 0,392 ∙ 𝑡𝑔12° = 0,115м = 115мм

Выбираю высоту бортов из номинального ряда hб = 160 мм.

Линейную силу тяжести настила с цепями q0 определяю ориентировочно:

127

,600 ABqо

где A = 400 - коэффициент, принимаемый в зависимости от ширины полотна

и вида груза [1, табл. 5,3, стр.175].

./6404004,0600 мНqо

Максимальное статическое натяжение цепей:

;)(05,1 minmax LqqwSS oгр

;351650)640143(06,0100005,1max НS

Проведем подробный тяговый расчет:

S1 = Smin = 1000 H

S2 = S1 + qolw = 1000 + 640·50·0,06 = 2920 H

S3 = S2 + (S2 + Smin)·( k1 - 1) = 2920 + (2920 + 1000)·(1,06 - 1) = 3125 H

S4 = Smin + (qo + qгр)lw = 1000 + (640 + 143)·50·0,06 = 3349 H

Тяговое усилие хвостового привода:

W1 = S3 - Smin = 3125 - 1000 = 2125 H

Тяговое усилие головного привода:

W2 = S4 - Smin+(S4+Smin)(k2 - 1)=3349-1000+(3349 + 1000) ( 1,06 - 1) =2610 H

Максимальное статическое натяжение цепей:

𝑆𝑚𝑎𝑥расч

= 𝑊2 + 𝑆𝑚𝑖𝑛 = 2610 + 1000 = 3610Н

Рассчитаем мощности приводов

Мощность хвостового привода:

𝑁1 =𝑊1 ∙ 𝑣

1000 ∙ 𝜂1=

2125 ∙ 0,25

1000 ∙ 0,94= 0,57кВт

Мощность головного привода:

𝑁2 =𝑊2 ∙ 𝑣

1000 ∙ 𝜂2=

2610 ∙ 0,25

1000 ∙ 0,94= 0,69кВт

Проведем тяговый расчет при скорости настила 0,16 м/с

Определение нагрузок на транспортную цепь

Линейную силу тяжести груза определяем по формуле:

128

;/5,22381,916,06,3

121,13

6,3мНg

Qqгр

Определение ширины настила

Масса стружки, находящейся на конвейере:

𝑚стр = 𝑞гр ∙𝐿

𝑔= 223,5 ∙

50

9,81= 1139,1кг

Объѐм стружки, находящейся на конвейере:

𝑉стр =𝑚стр

𝜌=

1139,1

0,6 ∙ 103= 1,9м3

Наибольшая площадь сечения насыпного груза равна:

𝐹стр𝑚𝑎𝑥 = 2 ∙ 𝐹стр

ср= 2 ∙

𝑉стр

𝐿= 2 ∙

1,9

50= 0,076м2

С другой стороны, площадь сечения насыпного груза равна:

𝐹стр𝑚𝑎𝑥 = 𝐹1 + 𝐹2 = [

1

4𝑏2 ∙ 𝑡𝑔12°. ] + [ℎ2 ∙ 𝑏]

Выбираю ширину полотна из номинального ряда B = 500 мм.

Тогда высота прямоугольника равна:

ℎ2 =𝐹стр

𝑚𝑎𝑥

𝑏−

1

4∙ 𝑏2 ∙ 𝑡𝑔12° =

0,076

0,49−

1

4∙ 0,492 ∙ 𝑡𝑔12° = 0,142м = 142мм

Выбираю высоту бортов из номинального ряда hб = 200 мм.

Линейную силу тяжести настила с цепями оq определяю ориентировочно:

,600 ABqо

где A = 400 - коэффициент, принимаемый в зависимости от ширины полотна

и вида груза [1, табл. 5,3, стр.175].

./7004005,0600 мНqо

Максимальное статическое натяжение цепей:

;)(05,1 minmax LqqwSS oгр

;395950)7005,223(06,0100005,1max НS

Проведем подробный тяговый расчет:

S1 = Smin = 1000 H

129

S2 = S1 + qolw = 1000 + 700·50·0,06 = 3100 H

S3 = S2 + (S2 + Smin)·( k1 - 1) = 3100 + (3100 + 1000)·( 1,06 - 1) = 3346 H

S4 = Smin + (qo + qгр)lw = 1000 + (700 + 223,5)·50·0,06 = 3771 H

Тяговое усилие хвостового привода:

W1 = S3 - Smin = 3346 - 1000 = 2346 H

Тяговое усилие головного привода:

W2 = S4 - Smin + (S4 + Smin)( k2 - 1) = 3771 - 1000 +(3771 + 1000)( 1,06 - 1) = 3057 H

Максимальное статическое натяжение цепей:

𝑆𝑚𝑎𝑥расч

= 𝑊2 + 𝑆𝑚𝑖𝑛 = 3057 + 1000 = 4057Н

Рассчитаем мощности приводов:

Хвостовой привод:

𝑁1 =𝑊1 ∙ 𝑣

1000 ∙ 𝜂1=

2346 ∙ 0,16

1000 ∙ 0,94= 0,4кВт

Головной привод:

𝑁2 =𝑊2 ∙ 𝑣

1000 ∙ 𝜂2=

3057 ∙ 0,16

1000 ∙ 0,94= 0,52кВт

Проведем тяговый расчет при скорости настила 0,1 м/с:

Определение нагрузок на транспортную цепь

Линейную силу тяжести груза определяем по формуле:

;/5,35781,91,06,3

121,13

6,3мНg

Qqгр

Определяем ширину настила:

Масса стружки, находящейся на конвейере:

𝑚стр = 𝑞гр ∙𝐿

𝑔= 357,5 ∙

50

9,81= 1822,1кг

Объѐм стружки, находящейся на конвейере:

𝑉стр =𝑚стр

𝜌=

1822,1

0,6 ∙ 103= 3,04м3

Наибольшая площадь сечения насыпного груза равна:

130

𝐹стр𝑚𝑎𝑥 = 2 ∙ 𝐹стр

ср= 2 ∙

𝑉стр

𝐿= 2 ∙

3,04

50= 0,122м2

С другой стороны, площадь сечения насыпного груза равна:

𝐹стр𝑚𝑎𝑥 = 𝐹1 + 𝐹2 = [

1

4𝑏2 ∙ 𝑡𝑔12°. ] + [ℎ2 ∙ 𝑏]

Выбираем ширину полотна из номинального ряда B = 650 мм.

Тогда высота прямоугольника равна:

ℎ2 =𝐹стр

𝑚𝑎𝑥

𝑏−

1

4∙ 𝑏2 ∙ 𝑡𝑔12° =

0,122

0,64−

1

4∙ 0,642 ∙ 𝑡𝑔12° = 0,169м = 169мм

Выбираем высоту бортов из номинального ряда hб = 200 мм.

Линейную силу тяжести настила с цепями q0 определяем ориентировочно:

,600 ABqо

где A = 500 - коэффициент, принимаемый в зависимости от ширины

полотна и вида груза [1, табл. 5,3, стр.175].

./89050065,0600 мНqо

Максимальное статическое натяжение цепей:

;)(05,1 minmax LqqwSS oгр

;498050)8905,357(06,0100005,1max НS

Проведем подробный тяговый расчет:

S1 = Smin = 1000 H

S2 = S1 + qolw = 1000 + 890·50·0,06 = 3670 H

S3 = S2 + (S2 + Smin)·( k1 - 1) = 3670 + (3670 + 1000)·( 1,06 - 1) = 3950 H

S4 = Smin + (qo + qгр)lw = 1000 + (890 + 357,5)·50·0,06 = 4743 H

Тяговое усилие хвостового привода:

W1 = S3 - Smin = 3950 - 1000 = 2950 H

Тяговое усилие головного привода:

W2=S4 - Smin +(S4 + Smin)( k2 - 1)=4743-1000+(4743 + 1000)( 1,06 - 1)=4088Н

Максимальное статическое натяжение цепей:

𝑆𝑚𝑎𝑥расч

= 𝑊2 + 𝑆𝑚𝑖𝑛 = 4088 + 1000 = 5088Н

Рассчитаем мощности приводов:

131

Хвостовой привод:

𝑁1 =𝑊1 ∙ 𝑣

1000 ∙ 𝜂1=

2950 ∙ 0,1

1000 ∙ 0,94= 0,31кВт

Головной привод:

𝑁2 =𝑊2 ∙ 𝑣

1000 ∙ 𝜂2=

4088 ∙ 0,1

1000 ∙ 0,94= 0,43кВт

Проведем тяговый расчет при скорости настила 0,05 м/с.

Определение нагрузок на транспортную цепь

Линейную силу тяжести груза определяем по формуле:

;/1,71581,905,06,3

121,13

6,3мНg

Qqгр

Определение ширины настила

Определим массу стружки, находящейся на конвейере:

𝑚стр = 𝑞гр ∙𝐿

𝑔= 715,1 ∙

50

9,81= 3644,7кг

Объѐм стружки, находящейся на конвейере:

𝑉стр =𝑚стр

𝜌=

3644,7

0,6 ∙ 103= 6,07м3

Наибольшая площадь сечения насыпного груза равна:

𝐹стр𝑚𝑎𝑥 = 2 ∙ 𝐹стр

ср= 2 ∙

𝑉стр

𝐿= 2 ∙

6,07

50= 0,243м2

С другой стороны, площадь сечения насыпного груза равна:

𝐹стр𝑚𝑎𝑥 = 𝐹1 + 𝐹2 = [

1

4𝑏2 ∙ 𝑡𝑔12°. ] + [ℎ2 ∙ 𝑏]

Выбираем ширину полотна из номинального ряда B = 800 мм.

Тогда высота прямоугольника равна:

ℎ2 =𝐹стр

𝑚𝑎𝑥

𝑏−

1

4∙ 𝑏2 ∙ 𝑡𝑔12° =

0,243

0,79−

1

4∙ 0,792 ∙ 𝑡𝑔12° = 0,274м = 274мм

Выбираю высоту бортов из номинального ряда hб = 320 мм.

Линейную силу тяжести настила с цепями q0 определяю ориентировочно:

132

,600 ABqо

где A = 500 - коэффициент, принимаемый в зависимости от ширины полотна

и вида груза [1, табл. 5,3, стр.175].

./9805008,0600 мНqо

Максимальное статическое натяжение цепей:

;)(05,1 minmax LqqwSS oгр

;639050)9801,715(06,0100005,1max НS

Проведем подробный тяговый расчет:

S1 = Smin = 1000 H

S2 = S1 + qolw = 1000 + 980∙50∙0,06 = 3940 H

S3 = S2 + (S2 + Smin)·( k1 - 1) = 3940 + (3940 + 1000)·( 1,06 - 1) = 4236 H

S4 = Smin + (qo + qгр)lw = 1000 + (980 + 715,1)·50·0,06 = 6085 H

Тяговое усилие хвостового привода:

W1 = S3 - Smin = 4236 - 1000 = 3236 H

Тяговое усилие головного привода:

W2 = S4 - Smin+(S4+Smin)·(k2 - 1)=6085-1000+(6085+1000)·(1,06 - 1)=5510 H

Максимальное статическое натяжение цепей:

𝑆𝑚𝑎𝑥расч

= 𝑊2 + 𝑆𝑚𝑖𝑛 = 5510 + 1000 = 6510Н

Рассчитаем мощности приводов:

Хвостовой привод:

𝑁1 =𝑊1∙𝑣

1000∙𝜂1=

3236∙0,05

1000∙0,94= 0,12кВт.

Головной привод:

𝑁2 =𝑊2∙𝑣

1000∙𝜂2=

5510∙0,05

1000∙0,94= 0,29кВт.

Полученные данные занесем в табл. 3 и сравним их.

133

Таблица 3

Характеристики конвейера при разных скоростях движения настила

Параметр Скорость движения настила, м/с

1 0,63 0,4 0,25 0,16 0,1 0,05

Линейный вес

груза, qгр, Н/м 35,8 56,8 89,4 143 223,5 357,5 715,1

Линейный вес

настила, qо, Н/м 640 640 640 640 700 890 980

Проектное макс.

натяжение цепи,

Smax Н

3179 3245 3348 3516 3959 4940 6390

Расчѐтное макс.

натяжение цепи,

S4, Н

3269 3335 3439 3610 4057 5088 6510

Ширина настила/

/высота бортов,

В/hб, мм

400/80 400/8

0

400/

125 400/160 500/200 650/200 800/320

Тяговое усилие

хвостового

привода, W1, Н

2125 2125 2125 2125 2346 2950 3236

Тяговое усилие

головного

привода, W2, Н

2269 2335 2439 2610 3057 4088 5510

Мощность

хвостового

привода, N1, кВт

2,23 1,42 0,9 0,57 0,4 0,31 0,12

Мощность

головного

привода, N2, кВт

2,41 1,56 1,04 0,69 0,52 0,43 0,29

Выбираем максимальную скорость настила 0,25 м/с и все остальные

параметры конвейера, соответствующие данной скорости, по табл. 3.

134

4.4.2. Тяговый расчет при минимальной производительности цеха

Исходные параметры:

производительность Q = 0,044 т/час;

длина конвейера L = 50 м;

угол наклона конвейера 𝛽 = 0o;

плотность транспортируемого груза q = 2,0 т/м3.

Определим нагрузку на транспортную цепь.

Для этого необходимо рассчитать линейную силу тяжести груза, которую

определяем по формуле:

;/1281,901,06,3

044,0

6,3мНg

Qqгр

Оставляем ширину полотна B = 400 мм.

Оставляем высоту бортов hб = 160 мм.

Линейную силу тяжести настила с цепями q0 определяют по данным по

нормативам проектных организаций в зависимости от ширины и типа

настила. Ориентировочно:

,600 ABqо

где A = 400 - коэффициент, принимаемый в зависимости от ширины полотна

и вида груза [1, табл. 5,3, стр.175].

./6404004,0600 мНqо

Выбираем ориентировочное значение коэффициента w сопротивления

движению настила на прямолинейных участках при хороших условиях

работы и с катками на подшипниках скольжения: 060,0w .

Максимальное статическое натяжение цепей пластинчатого конвейера с

подвижным бортовым настилом с двумя приводами можно найти по формуле:

;)(05,1 minmax LqqwSS oгр

;310450)64012(06,0100005,1max НS

Проведем подробный тяговый расчет.

Максимальное натяжение цепей, по которому производится их выбор, а

135

также расчет привода и определение размеров элементов, рассчитывается

путем последовательного нахождения сопротивлений на отдельных участках,

начиная от точки наименьшего натяжения.

S1 = Smin = 1000 H

S2 = S1 + qolw = 1000 + 640·50·0,06 = 2920 H

S3 = S2 + (S2 + Smin)·( k1 - 1) = 2920 + (2920 + 1000)( 1,06 - 1) = 3125 H

где k1 = k2 = 1,06 - общий коэффициент сопротивления на поворотной

звездочке хвостового и головного приводах соответственно при хороших

условиях работы конвейера.

S4 = Smin + (qo + qгр)lw = 1000 + (640 + 12)·50·0,06 = 2956 H

Тяговое усилие хвостового привода:

W1 = S3 - Smin = 3125 - 1000 = 2125 H

Тяговое усилие головного привода:

W2 =S -Smin+(S4+Smin)(k2 - 1)=2956-1000+(2956 + 1000) (1,06 - 1)= 2193 H

Максимальное статическое натяжение цепей:

𝑆𝑚𝑎𝑥расч

= 𝑊2 + 𝑆𝑚𝑖𝑛 = 2193 + 1000 = 3193Н

Рассчитаем мощности приводов

Определяем мощность хвостовой привод:

𝑁1 =𝑊1 ∙ 𝑣

1000 ∙ 𝜂1=

2125 ∙ 0,01

1000 ∙ 0,9= 0,02кВт

Определяем мощность головной привод:

𝑁2 =𝑊2 ∙ 𝑣

1000 ∙ 𝜂2=

2193 ∙ 0,01

1000 ∙ 0,9= 0,02кВт

Частота вращения звездочки барабана определяется по формуле:

𝑛зв2 =60 ∙ 𝑣

𝜋 ∙ 𝐷зв=

60 ∙ 0,01

3,14 ∙ 0,36876= 0,52 об мин⁄

Необходимый диапазон регулирования частоты вращения двигателя:

Д =𝑛𝑚𝑎𝑥

𝑛𝑚𝑖𝑛=

𝑛зв1

𝑛зв2=

12,95

0,52= 24,9 ≈ 25

Тогда диапазон частоты вращения электродвигателя:

136

nдв = {36,3...905} об/мин

Проведем тяговый расчет при скорости настила 0,25 м/с.

Определим нагрузки на транспортную цепь.

Линейную силу тяжести груза определяю по формуле:

;/48,081,925,06,3

044,0

6,3мНg

Qqгр

Оставляем ширину полотна B = 400 мм.

Оставляем высоту бортов hб = 160 мм.

Линейную силу тяжести настила с цепями q0 определяю ориентировочно:

,600 ABqо

где A = 400 - коэффициент, принимаемый в зависимости от ширины полотна

и вида груза [1, табл. 5,3, стр.175].

./6404004,0600 мНqо

Максимальное статическое натяжение цепей:

;)(05,1 minmax LqqwSS oгр

;5,306750)64048,0(06,0100005,1max НS

Проведем подробный тяговый расчет приводов.

S1 = Smin = 1000 H

S2 = S1 + qolw = 1000 + 640·50·0,06 = 2920 H

S3 = S2 + (S2 + Smin)·( k1 - 1) = 2920 + (2920 + 1000)·( 1,06 - 1) = 3125 H

S4 = Smin + (qo + qгр)lw = 1000 + (640 + 0,48)·50·0,06 = 2921 H

Тяговое усилие хвостового привода:

W1 = S3 - Smin = 3125 - 1000 = 2125 H

Тяговое усилие головного привода:

W2 = S4-Smin+(S4+Smin) (k2 - 1)=2921-1000+(2921+ 1000) (1,06 - 1)=2156 H

Максимальное статическое натяжение цепей:

𝑆𝑚𝑎𝑥расч

= 𝑊2 + 𝑆𝑚𝑖𝑛 = 2156 + 1000 = 3156Н

Рассчитаем мощности приводов.

Определим мощность хвостового привода:

137

𝑁1 =𝑊1 ∙ 𝑣

1000 ∙ 𝜂1=

2125 ∙ 0,25

1000 ∙ 0,9= 0,59кВт

Определим мощность головного привода:

𝑁2 =𝑊2 ∙ 𝑣

1000 ∙ 𝜂2=

2156 ∙ 0,25

1000 ∙ 0,9= 0,60кВт

4.4.3. Расчет коэффициента спроса мощности

Проведем расчет коэффициента спроса мощности. Коэффициент спроса

мощности kN или коэффициент загрузки двигателя по мощности - это

отношение потребляемой мощности электродвигателя 𝑁потр к его

номинальной мощности 𝑁ном. Найдем данный коэффициент при

максимальной и минимальной производительности цеха, т.е. при

максимальной и минимальной скорости движения настила конвейера

соответственно.

при скорости 0,25 м/с:

𝑘𝑁 =𝑁потр

𝑁ном=

0,66

0,75= 0,88

при скорости 0,01 м/с:

𝑘𝑁 =𝑁потр

𝑁ном=

0,02

0,75= 0,03

Данные коэффициенты понадобятся нам при расчете расходуемой

электроэнергии для разных вариантов конструкции конвейеров при

экономическом обосновании экономической выгоды проектного варианта.

4.5. Расчет и конструирование редукторов хвостового и головного

приводов конвейера

Как уже отмечалось, будем рассчитывать комбинированный цилиндро-

конический трехступенчатый редуктор. Расчет будем производить по

учебному пособию Г.Л. Баранова "Расчет деталей машин" [4]. Параллельно

расчету будем проектировать данный редуктор согласно методическим

указаниям Г.И. Казанского "Детали машин" [39].

Общее необходимое передаточное число редуктора определяю по формуле:

138

,3,6906,13

905

зв

двРЕД

n

nU

Передаточное число тихоходной ступени 𝑈т.с. = 5,6.

Передаточное число промежуточной ступени 𝑈п.с. = 5,0.

Передаточное число быстроходной ступени 𝑈б.с. = 2,5.

Тогда фактическое передаточное число редуктора:

𝑈ред. = 𝑈б.с.𝑈п.с.𝑈т.с. = 5,6 ∙ 5,0 ∙ 2,5 = 70.

Максимальный расчетный крутящий момент на выходном валу редуктора

определяю по формуле:

.4772

36548,02610

2

maxmax

. мНDW

Т выхр

где Wmax = W2 - максимальное тяговое усилие на звездочке хвостового

привода (см. п. 4.4.1).

Частоты вращения валов (где индексы: 1 – быстроходного вала; 2 –

быстроходного вала промежуточной ступени; 3 – тихоходного вала

промежуточной ступени; 4 - тихоходного вала):

𝑛1 = 𝑛дв = 905об

мин ;

𝑛2 =𝑛1

𝑈б.с.=

905

2,5= 362

об

мин ;

𝑛3 =𝑛2

𝑈т.с.=

362

5,0= 72,4

об

мин ;

𝑛4 =𝑛2

𝑈т.с.=

72,4

5,6= 12,93

об

мин .

Мощности, передаваемые валами.

𝑃1 = 𝑃дв. = 0,75кВт ;

𝑃2 = 𝑃1𝜂п.п.𝜂з.п. = 0,75 ∙ 0,99 ∙ 0,98 = 0,7277кВт ;

𝑃3 = 𝑃2𝜂п.п.𝜂з.п. = 0,7277 ∙ 0,99 ∙ 0,98 = 0,706кВт ;

𝑃4 = 𝑃3𝜂п.п.𝜂з.п. = 0,706 ∙ 0,99 ∙ 0,98 = 0,685кВт ;

𝑃вых = 𝑃дв𝜂ред = 0,75 ∙ 0,904 = 0,678кВт ;

где 𝜂п.п. - КПД подшипниковой пары, 𝜂з.п. - КПД зубчатой передачи,

𝜂ред = 𝜂п.п.4 𝜂з.п.

3 = 0,994 ∙ 0,983 = 0,904 - общий КПД редуктора.

139

Крутящий момент на валу определяется по формуле Ti=9550i

i

n

P.

Крутящие моменты, передаваемые валами.

Т1 = 9550Р1

𝑛1= 9550

0,75

905= 7,9Нм ;

Т2 = 9550Р2

𝑛2= 9550

0,7277

362= 19,2Нм;

Т3 = 9550Р3

𝑛3= 9550

0,706

72,4= 93,1Нм ;

Т4 = 9550Р4

𝑛4= 9550

0,685

12,93= 505,9Нм ;

Твых = 9550Рвых

𝑛4= 9550

0,678

12,93= 500,8Нм > .477max

. НмТ выхр

4.5.1. Выбор и расчет основных параметров тихоходной

цилиндрической зубчатой ступени

Выбор и расчет параметров будем проводить, исходя из рекомендаций по

учебному пособию [4].

Исходные данные:

Тип зуба – прямой.

Крутящий момент на шестерне Т1 = Т(3) = 93,1 Н∙м.

Частота вращения шестерни n1 = n(3) = 72,4 об/мин.

Передаточное число u = 5,6

Режим нагружения – средний нормальный

Коэффициенты долговечности:

КHL1 = 0,76 ≈ 1 ; КHL2 = 0,79 ≈ 1.

Допускаемые контактные напряжения для прямозубой передачи:

HP = HP𝑚𝑖𝑛 = 386,36 МПа.

Определяем основные параметры зубчатой передачи.

Межосевое расстояние: 𝑎𝑤= 250 мм.

Находим ширину колеса и шестерни по формулам:

bw2 = ψba𝑎𝑤 , bw1 = bw2 + 2…5.

Полученные значения округлим до ближайшего числа из ряда нормальных

линейных размеров по ГОСТ 6636-69:

140

bw2 = 250∙0,25=62,5 мм., принимаем 63 мм,

bw1 = 67 мм.

Модуль выбираем из диапазона m = (0,01...0,02)𝑎𝑤 и округляем до

стандартного значения по ГОСТ 9563-60 𝑚 = 4мм.

Суммарное число зубьев: 𝑍∑ =2∙𝑎𝑤

𝑚= 125.

Число зубьев шестерни и колеса:

𝑍1 = 19.

Z2 = 𝑍∑- Z1 = 106 ,

Определение диаметров окружностей зубчатых колес.

Делительные окружности прямозубых колес: 𝑑𝑗 = 𝑚𝑧𝑗

𝑑1 = 4 ∙ 19 = 76мм.

𝑑2 = 4 ∙ 106 = 424мм.

Окружности впадин зубьев: dfj = dj - 2∙m

𝑑𝑓1 = 76 − 2,5 ∙ 4 = 66мм

𝑑𝑓2 = 424 − 2,5 ∙ 4 = 414мм

Окружности вершин зубьев: daj = dj+2∙m

𝑑𝑎1 = 76 + 2 ∙ 4 = 84мм

𝑑𝑎2 = 424 + 2 ∙ 4 = 432мм

По табл. 8.1 [4] получаем степень точности передачи ncт = 8.

Проведем проверку на выносливость по контактным напряжениям.

Допускается перегрузка по контактным напряжениям не более 5%,

рекомендуемая недогрузка до 15%. Расчет перегрузки или недогрузки

выполним по формуле:

𝜍Н = 100 ∙|𝜍НР − 𝜍Н|

𝜍НР= 12,5 < [15]

Проведем проверку на выносливость по напряжениям изгиба.

Проверочный расчет на выносливость при изгибе выполняется по формулам:

𝜍𝐹1 = 𝑌𝐹1 ∙2000 ∙ 𝑇1 ∙ 𝐾𝐹

𝑏𝑤1 ∙ 𝑑1 ∙ 𝑚,

141

𝜍𝐹2 =𝜍𝐹1 ∙ 𝑌𝐹2

𝑌𝐹1

где KF - коэффициент нагрузки при изгибе,

YFj - коэффициенты формы зуба при xj = 0

здесь 𝑍𝑉𝑗 = 𝑍𝑗 - эквивалентное число зубьев при xj = 0,

Коэффициент нагрузки при изгибе равен KF = KFα KFβ KFV.

Расчетные напряжения изгиба

𝜍𝐹1 = 4,165 ∙2000 ∙ 93,1 ∙ 1,124

67 ∙ 76 ∙ 4= 42,8МПа < [140,51МПа]

𝜍𝐹2 =42,8 ∙ 3,595

4,165= 36,94МПа < [122,32МПа]

Допускается перегрузка по напряжениям изгиба не более 5%, недогрузка

не регламентируется.

4.5.2. Расчет и выбор основных параметров промежуточной

цилиндрической зубчатой ступени

Выбор и расчет параметров будем проводить, исходя из рекомендаций по

учебному пособию [4].

Исходные данные:

Тип зуба – прямой.

Крутящий момент на шестерне Т1 = Т(2) = 19,2 Н•м.

Частота вращения шестерни n1 = n(2) = 362 об/мин.

Передаточное число u = 5,0

Режим нагружения – средний нормальный.

Коэффициенты долговечности:

КHL1 = 0,62 ≈ 1 КHL2 = 0,76 ≈ 1

Допускаемые контактные напряжения для прямозубой передачи:

HP = HP𝑚𝑖𝑛 = 445,45 МПа.

Определим основные параметры зубчатой передачи.

Межосевое расстояние: 𝑎𝑤= 125 мм.

142

Находим ширину колеса и шестерни по формулам:

bw2 = ψba𝑎𝑤 , bw1 = bw2 + 2…5.

Полученные значения округлим до ближайшего числа из ряда нормальных

линейных размеров по ГОСТ 6636-69:

bw2 = 125∙0,25=31,25 мм., принимаем 32 мм,

bw1 = 36 мм.

Модуль выбираем из диапазона m = (0,01...0,02)𝑎𝑤 и округляем до

стандартного значения по ГОСТ 9563-60 m = 2мм.

Суммарное число зубьев: 𝑍∑ = 125.

Число зубьев шестерни и колеса:

𝑍1 = 21, Z2 = 104 .

Определение диаметров окружностей зубчатых колес.

Делительные окружности прямозубых колес: 𝑑𝑗 = 𝑚𝑧𝑗

𝑑1 = 2 ∙ 21 = 42мм.

𝑑2 = 2 ∙ 104 = 208мм.

Окружности впадин зубьев: dfj = dj - 2∙m

𝑑𝑓1 = 42 − 2,5 ∙ 2 = 37мм

𝑑𝑓2 = 208 − 2,5 ∙ 2 = 203мм

Окружности вершин зубьев: daj = dj+2∙m

𝑑𝑎1 = 42 + 2 ∙ 2 = 46мм

𝑑𝑎2 = 208 + 2 ∙ 2 = 212мм

Окружная скорость в зацеплении

𝑉 =𝜋 ∙ 𝑑1 ∙ 𝑛1

60000=

42 ∙ 362 ∙ 3,14

60000= 0,8 м с⁄

По табл. 8.1 [4] получаем степень точности передачи ncт = 8.

Проведем проверку на выносливость по контактным напряжениям.

Допускается перегрузка по контактным напряжениям не более 5%,

рекомендуемая недогрузка до 15%. Расчет перегрузки или недогрузки

выполним по формуле:

143

𝜍Н = 100 ∙|𝜍НР − 𝜍Н|

𝜍НР= 100 ∙

445,45 − 401,36

445,45= 9,9 < [15]

Проведем проверку на выносливость по напряжениям изгиба.

Проверочный расчет на выносливость при изгибе выполняется по формулам:

для прямозубых колес:

𝜍𝐹1 = 𝑌𝐹1 ∙2000 ∙ 𝑇1 ∙ 𝐾𝐹

𝑏𝑤1 ∙ 𝑑1 ∙ 𝑚,

𝜍𝐹2 =𝜍𝐹1 ∙ 𝑌𝐹2

𝑌𝐹1

где KF - коэффициент нагрузки при изгибе,

YFj - коэффициенты формы зуба при xj = 0 определим по формуле

𝑌𝐹𝑗 = 3,47 +13,2

𝑍𝑣𝑗

здесь 𝑍𝑉𝑗 = 𝑍𝑗 - эквивалентное число зубьев при xj = 0,

Расчетные напряжения изгиба

𝜍𝐹1 = 4,099 ∙2000 ∙ 19,2 ∙ 1,101

36 ∙ 42 ∙ 2= 57,31МПа < [166,29МПа]

𝜍𝐹2 =57,31 ∙ 3,597

4,099= 50,29МПа < [140,51МПа]

Допускается перегрузка по напряжениям изгиба не более 5%, недогрузка

не регламентируется.

4.5.3 Расчет и выбор основных параметров быстроходной конической

зубчатой ступени

Выбор и расчет параметров будем проводить, исходя из рекомендаций по

учебному пособию [4].

Исходные данные:

Тип зуба – прямой.

Крутящий момент на шестерне Т1 = Т(1) = 7,9 Н∙м.

Частота вращения шестерни n1 = n(1) = 905 об/мин.

Передаточное число u = 2,5.

Режим нагружения – средний нормальный

144

Коэффициенты долговечности:

КHL1 = 0,57 ≈ 1; КHL2 = 0,62 ≈ 1.

Допускаемые контактные напряжения для прямозубой передачи:

HP = HP𝑚𝑖𝑛 = 515,45 МПа.

Определение основных параметров передачи.

Внешний делительный диаметр: 𝑑𝑒2 = 105,6мм

Округлим 𝑑𝑒2 до ближайшего стандартного значения из 2 ряда табл. 12.1 [4]

по ГОСТ 12289-76: 𝑑𝑒2= 112 мм.

Внешний модуль: 𝑚𝑒 = 1,515мм

Модуль округляем до стандартного значения по ГОСТ 9563-60 𝑚𝑒 = 2мм.

Число зубьев колеса: 𝑍2 =𝑑𝑒2

𝑚𝑒=

112

2= 56 .

Число зубьев шестерни: 𝑍1 =𝑍2

𝑢б=

56

2,5= 22,4 ≈ 22 .

Фактическое передаточное число: 𝑢ф =𝑍2

𝑍1=

56

22= 2,545 .

Внешний делительный диаметр шестерни: 𝑑𝑒1 =𝑑𝑒2

𝑢𝑎=

112

2,545= 44мм .

Внешнее конусное расстояние: 𝑅𝑒 = 60,16мм .

Ширина зубчатого венца: 𝑏 = 0,285 ∙ 𝑅𝑒 = 0,285 ∙ 60,16 = 17,15мм.

Округляем ширину венца до ближайшего значения из ряда нормальных

линейных размеров (с. 11., [4]) b = 20 мм

Средняя окружная скорость: 𝑉 = 1,79 м с⁄ .

Степень точности для прямозубой передачи ncт = 8.

Проведем проверку на выносливость по контактным напряжениям.

Контактные напряжения определяются по формуле:

𝜍Н = 67000 ∙ √𝐾𝐻 ∙ 𝑇1

𝑑𝑒13 ∙ 𝑢ф ∙ 𝜃𝐻

Контактные напряжения:

𝜍Н = 466,97МПа < [515,45МПа]

Допускается перегрузка по контактным напряжениям не более 5%,

145

рекомендуемая недогрузка до 15%. Расчет перегрузки или недогрузки

выполним по формуле:

𝜍Н = 100 ∙|𝜍НР − 𝜍Н|

𝜍НР= 100 ∙

515,45 − 466,97

515,45= 9,4 < [15]

Проведем проверку на выносливость по напряжениям изгиба.

Напряжение изгиба в зубьях колеса и шестерни:

𝜍𝐹2 = 𝑌𝐹2 ∙2720 ∙ 𝑇1 ∙ 𝐾𝐹

𝑏 ∙ 𝑑𝑒1 ∙ 𝑚𝑒 ∙ 𝜃𝐻,

𝜍𝐹1 =𝜍𝐹2 ∙ 𝑌𝐹1

𝑌𝐹2

где KF - коэффициент нагрузки при изгибе, 𝐾𝐹 = 𝐾𝐹𝛽 ∙ 𝐾𝐹𝑉;

YFj - коэффициенты формы зуба:

𝑌𝐹1 = 3,046; 𝑌𝐹2 = 3,793.

Расчетные напряжения изгиба

𝜍𝐹1 = 63,8МПа < [193,03МПа]

𝜍𝐹2 = 51,23МПа < [166,28МПа]

Допускается перегрузка по напряжениям изгиба не более 5% , недогрузка

не регламентируется.

4.5.4. Расчет и выбор основных параметров вала-шестерни

быстроходной конической передачи

1. Проведем проектный расчет вала для определения его основных

параметров. Основные параметры выбираем, опираясь на рекомендации в

литературе [4].

Определим диаметр опасного сечения по пониженным допускаемым

напряжениям. В качестве опасного сечения для быстроходного вала

выбираем сечение на хвостовике вала.

Предел прочности материала вала (ст. 45) 𝜍𝑏 = 890МПа.

Пониженные допускаемые напряжения на кручение:

[𝜏𝑘] = (0,025 … 0,03) ∙ 890 = 22,25 … 26,7МПа;

Диаметр опасного сечения вала из ряда нормальных линейных размеров

по ГОСТ 6636-69 (с. 86, [4]) 𝑑1 = 20мм.

146

Диаметр выходного вала электродвигателя 𝑑дв = 22мм. Данный диаметр

не должен отличаться от диаметра хвостовика более чем на 20%:

𝑑1 ≥ 0,8 ∙ 𝑑дв = 0,8 ∙ 22 = 17,6мм < 20мм - условие выполняется.

2. Компоновка вала

Выбираю муфту упругую втулочно-пальцевую по ГОСТ 21424-75 по

номинальному крутящему моменту: обозначение МУВП 63-20-1-1, TH = 63

Нм, d = 20 мм, L = 104 мм. Тогда длина хвостовика: 𝑙 = 50мм.

Диаметр уступа: 𝑑у = 𝑑1 + 5 = 20 + 5 = 25мм

Диаметр резьбы под гайку примем конструктивно: 𝑑г = 30мм

Диаметр подшипника: 𝑑п = 𝑑у + 10 = 25 + 10 = 35мм

Выбираю радиально-упорный подшипник роликовый конический средней

серии по ГОСТ 27365-87: номер 7307А, Тmax = 23 мм. Тогда расстояние

между подшипниками: Lmax = 2 Тmax = 46 мм.

Остальные размеры принимаю конструктивно из рекомендаций [4].

Конструкция вала изображена на рис. 39.

Рис. 39. Конструкция вала-шестерни быстроходной ступени.

4.5.5. Расчет и выбор основных параметров промежуточного вала

быстроходной конической передачи

1. Проведем проектный расчет вала для определения основных его

147

параметров. Основные параметры выбираем, опираясь на рекомендации в

литературе [4].

Определим диаметр опасного сечения вала из расчета на кручения по

пониженным допускаемым напряжениям. В качестве опасного сечения для

промежуточного вала выбираем сечение в месте установки подшипника.

Предел прочности материала вала (ст. 45) 𝜍𝑏 = 780МПа

Пониженные допускаемые напряжения на кручение:

[𝜏𝑘] = (0,025 … 0,03) ∙ 780 = 19,5 … 23,4МПа;

Диаметр опасного сечения вала округлим до ближайшего числа из ряда

нормальных линейных размеров по ГОСТ 6636-69 (с. 86, [4]) 𝑑2 = 20мм.

2. Компоновка вала

Диаметр подшипника: 𝑑п = 𝑑2 = 20мм

Выбираем радиально-упорный шариковый подшипник средней серии

46304 ГОСТ 831-75.

Диаметр первого уступа: 𝑑у1 = 𝑑п + 5 = 20 + 5 = 25мм - на данном

диаметре разместим радиальный шариковый подшипник особо легкой серии

105 ГОСТ 8338-75 для малой стяжки.

Диаметр второго уступа: 𝑑у2 = 𝑑у2 + 5 = 20 + 5 = 25мм

Диаметр резьбы под гайку примем конструктивно: 𝑑г = 33мм.

Диаметр под зубчатое колесо: 𝑑к = 35мм.

Размеры конического колеса определяю согласно [39], (с. 30).

Шестерню выполняю за одно целое с валом, т.к. расстояние между

поверхностью впадин зубьев шестерни и верхней поверхностью возможной

шпонки х = 3,2 мм. меньше величины 2,5 · m = 2,5 · 2 = 5 мм.

Остальные размеры принимаю конструктивно.

Конструкция вала изображена на рис.40.

148

Рис.40. Конструкция промежуточного вала быстроходной ступени.

4.5.6. Расчет и выбор основных параметров промежуточного вала

тихоходной цилиндрической передачи

1. Проведем проектный расчет вала для определения основных

параметров. Основные параметры выбираем, опираясь на рекомендации в

литературе [4].

Определим диаметр опасного сечения вала из расчета на кручения по

пониженным допускаемым напряжениям. В качестве опасного сечения для

промежуточного вала выбираем сечение в месте установки подшипника.

Предел прочности материала вала (ст. 45) 𝜍𝑏 = 600МПа.

Пониженные допускаемые напряжения на кручение:

[𝜏𝑘] = (0,025 … 0,03) ∙ 600 = 15 … 18МПа;

Диаметр опасного сечения вала округлим до ближайшего числа из ряда

нормальных линейных размеров по ГОСТ 6636-69 (с. 86, [4]) 𝑑3 = 30мм.

2. Компоновка вала.

Диаметр подшипника: 𝑑п = 𝑑3 = 30мм

Выбираю радиальный шариковый подшипник легкой серии 206 ГОСТ

8338-75.

Диаметр первого уступа: 𝑑у1 = 𝑑п + 5 = 30 + 5 = 35мм - на данном

диаметре разместим 2 радиальных шариковых подшипника особо легкой

серии 107 ГОСТ 8338-75 для малой и большой стяжек.

Диаметр второго уступа: 𝑑у2 = 𝑑у2 + 5 = 20 + 5 = 25мм

149

Диаметр резьбы под гайку примем конструктивно: 𝑑г = 33мм

Диаметр под зубчатое колесо: 𝑑к = 45мм

Размеры цилиндрического колеса определяю согласно [39], (с. 30).

Шестерню выполняю отдельно от вала, т.к. расстояние между

поверхностью впадин зубьев шестерни и верхней поверхностью паза

возможной шпонки х = 9,2 мм, примерно равно допустимой величине

2,5 m = 2,5·4=10 мм. Данное выполнение шестерни более удобно.

Диаметр вала под шестерню: 𝑑ш = 40мм

Остальные размеры принимаю конструктивно из рекомендаций [4].

Конструкция вала изображена на рис.41.

Рис. 41. Конструкция промежуточного вала тихоходной ступени.

4.5.7. Расчет и выбор основных параметров ведомого вала тихоходной

цилиндрической передачи

1. Проведем проектный расчет вала для определения его основных

параметров. Основные параметры выбираем, опираясь на рекомендации в

литературе [4].

Определим диаметр опасного сечения вала из расчета на кручения по

пониженным допускаемым напряжениям. В качестве опасного сечения для

тихоходного вала выбираем сечение на хвостовике.

150

Предел прочности материала вала (ст. 45) 𝜍𝑏 = 600МПа .

Пониженные допускаемые напряжения на кручение:

[𝜏𝑘] = (0,025 … 0,03) ∙ 600 = 15 … 18МПа;

Выбираем диаметр опасного сечения вала округлим до ближайшего числа

из ряда нормальных линейных размеров по ГОСТ 6636-69 (с. 86, [4]) 𝑑4 =

53мм.

2. Компоновка вала.

Диаметр хвостовика: 𝑑хв = 𝑑3 = 53мм

Диаметр первого уступа: 𝑑у1 = 𝑑3 + 5. .10 = 53 + 7 = 60мм

Диаметр крайних подшипников: 𝑑п1 = 𝑑у1 + 5 = 60 + 5 = 65мм

Выбираю радиальный шариковый подшипник легкой серии 213 ГОСТ

8338-75. Рядом поставим радиальный шариковый подшипник особо легкой

серии 113 ГОСТ 8338-75 для большой стяжки.

Диаметр шлицевого участка вала под зубчатое колесо датчика момента

конструктивно примем 𝑑ш = 78мм.

Для наибольшего угла скручивания вала торсиона его диаметр примем

наименьший возможный 𝑑т = 𝑑3 = 53мм

Длину торсиона принимаю ориентировочно 𝑙т = 100мм

Диаметр среднего подшипника примем наименьший возможный кратный

пяти, т.е. 𝑑п2 = 𝑑ш + 1 … 5 = 78 + 2 = 80мм

Тогда выбираю радиальный шариковый подшипник легкой серии 216

ГОСТ 8338-75.

Диаметр второго уступа: 𝑑у2 = 𝑑п + 10 = 80 + 10 = 90мм

Диаметр вала под зубчатое колесо: 𝑑к = 𝑑п + 5 = 65 + 5 = 70мм

Размеры цилиндрического колеса определяю согласно [39], (с. 30).

Для соединительного узла механизма натяжения цепи диаметр конца вала

принимаю 𝑑кон = 𝑑у1 − 5 = 60 − 5 = 55мм, диаметр резьбы под гайку

𝑑г = 50мм, а подшипник выбираю радиальный шариковый легкой серии 211

ГОСТ 8338-75.

151

Остальные размеры принимаю конструктивно из рекомендаций [4].

Конструкция вала изображена на рис.42.

Рис. 42. Конструкция ведомого вала тихоходной ступени.

4.5.8. Компоновка редуктора

Толщина стенки корпуса редуктора определяется по формуле:

𝛿 = 0,025 ∙ а𝑤т + 5 = 0,025 ∙ 250 + 5 = 11,25мм, примем 𝛿 = 11мм

где а𝑤т- межосевое расстояние тихоходной передачи.

Диаметр фундаментного болта равен

𝑑1 = 0,036 ∙ а𝑤 + 12 = 0,036 ∙ 375 + 12 = 25,5мм

Полученное значение округлим до ближайшего большего диаметра из

ряда метрической резьбы (с.38, [39]). Принимаем болт М27.

Диаметры болтов крепления крышки корпуса к основанию:

- у подшипников d2 = 0,75 d1 = 0,75 · 27 = 20,25 мм

- на фланцах d3 = (0,5..0,6) d1 = 0,5 · 27 = 13,5...16,2 мм

Полученные значения округлим до ближайших из ряда метрической

резьбы (с.38, [39]), М20 и М16.

На этой же странице (с.36) даны диаметры отверстий d0 и диаметры

зенковок или бобышек D0 для соответствующих болтов.

Расстояние от внутренней стенки корпуса до края лапы L1 = 2 +𝛿 + b1 и до

152

оси фундаментного болта Р1 = 2 +𝛿 + a1, где a1 и b1 определяются по табл. на

с.38 [39] в зависимости от диаметра болта.

L1 = 2 + 11 + 62 = 75 мм Р1 = 2 + 11 + 32 = 45 мм

Ширина фланцев у подшипников L2 = 2 +𝛿+ t + b2, где t = 3 мм – высота

бобышки. Расстояние от внутренней стенки корпуса до оси болта с

диаметром d2 равно Р2 = 2 +𝛿 + a2,

L2 = 2 + 11 + 3 + 48 = 64 мм Р2 = 2 + 11 + 25 = 38 мм

Ширина боковых фланцев L3 = 2 +𝛿 + b3, расстояние от внутренней стенки

корпуса до оси болта с диаметром d3 равно Р3 = 2 + 𝛿 + a3,

L3 = 2 + 11 + 40 = 53 мм Р3 = 2 + 11 + 21 = 34 мм

Толщина верхнего фланца корпуса и крышки

h2 = (1.5..1,75)𝛿 = =(1,5..1,75)∙11= 16,5...19,25 мм, примем h2 = 18 мм.

Толщина лапы h1 = 2.5𝛿 = 2,5 ∙ 11 = 25 мм

Толщина ребра жесткости С=𝛿 =11 мм.

Конструкция рассчитанного редуктора комбинированного назначения

изображена на рис.43. Конструкция приводного редуктора на рис.44

аналогична комбинированному, только без пазов для натяжения цепи

конвейера.

153

Рис. 43. Редуктор комбинированного назначения.

154

Рис.44. Редуктор приводной.

155

4.5.9. Расчет датчика момента

Диаметр торсиона тихоходного вала принимаем Dт = 53 мм.

Конструктивно длину торсиона принимаем l = 100 мм.

Материал вала: Сталь 45 (обработка: нормализация; твѐрдость: 179-207

НВ; предел прочности 𝜍𝑏 = 600 МПа; предел текучести 𝜍т = 320 МПа;

допускаемое напряжение на кручение [𝜏к] = 15 … 18 МПа; модуль сдвига

𝐺 = 78 ∙ 103 МПа).

В качестве индуктивного преобразователя перемещения используем

датчик фирмы ISAB A41A-31P-5-P с рабочим зазором 0,8...5 мм и линейном

зоной рабочего зазора 1,25...4 мм.

Найдем предельно допустимый угол закручивания для торсиона по

формуле:

𝜑𝑚𝑎𝑥 =2 ∙ 𝑙 ∙ [𝜏к]

𝐷т ∙ 𝐺=

2 ∙ 100 ∙ 18

53 ∙ 78000= 0,87 ∙ 103 рад = 0,05°

Проектно диаметр поверхности вершин зубьев колеса принимаем

Dв=200мм.

Таким образом, полученная величина закручивания торсиона дает

возможность сместиться зубу колеса на величину:

∆=𝐷в ∙ 𝜑𝑚𝑎𝑥

2=

200 ∙ 0,87 ∙ 10−3

2= 0,087 мм

Выбранный датчик способен регистрировать такие перемещения.

Датчик момент изображен на рис. 45.

156

Рис.45. Датчик момента (вид сбоку): 1 - индуктивный преобразователь перемещения;

2 - зубчатое колесо со шлицами; 3 - вал торсиона со шлицами.

4.6. Компоновка конвейера

После того как все части и устройства конвейера тщательно

спроектированы и рассчитаны можно скомпоновать все воедино и

представить конвейер на рис. 46.

1

2

3

157

Ри

с. 4

6. С

труж

коуб

орочн

ый

об

щец

еховой

цеп

ной

кон

вей

ер

158

ГЛАВА 5. ЭКОНОМИЧЕСКИЙ АНАЛИЗ

Главная задача научной работы заключается в опытно-конструкторской

разработке автоматической регулируемой системы уборки стружки, которая

была бы энергоэкономичной. Эта разработка должна повысить надежность

системы стружкоуборки, снизить энергопотребление транспортеров,

повысить удобство уборки стружки, снизить затраты финансовых средств

конвейеров.

Опытно-конструкторскую разработку провели без учета конкретных

производственных условий. Для выполнения работы выбрали условный

пример – цех, в котором ведется токарная обработка деталей типа "фланец" и

"втулка", поэтому и экономический анализ будет примерным. Так же условно

выбрали детали-представители, типа фланец и втулка.

Для экономического анализа при расчете будем сравнивать два варианта

конвейеров:

1. с постоянной скоростью;

2. с регулируемой скоростью.

Затраты на конвейер в целом складываются из двух частей:

экспизг З+З=З ,

где Зизг – затраты на изготовление конвейера (единовременные затраты);

Зэксп – затраты на эксплуатацию (текущие затраты).

Затраты на изготовление состоят в свою очередь из:

У.У.ЭМ.Ч.изг З+З+З=З ,

где ЗМ.Ч. – затраты на изготовление механической части конвейера;

ЗЭ – затраты на электроприводы;

ЗУ.У. – затраты на устройства управления.

Затраты на изготовление механической части беру за затраты на покупку

аналогичного конвейера без электропривода и устройств управления.

1. Рассчитаем затраты на конвейеры с постоянной скоростью.

Определим затраты на изготовление конвейеров с постоянной

159

скоростью (без затрат на устройства управления, так как они будут

равны 0):

шнековый конвейер: руб,=)+(+=Зизг 59000200022500030000

вибрационный конвейер: руб,=+=Зизг 650002000045000

цепной конвейер: .11800022900060000 руб=)(+=Зизг

Суммирую затраты на изготовление всех конвейеров в цехе:

.160600011800012650001259000 руб=++=Зизг

Определим годовые затраты на эксплуатацию конвейеров с постоянной

скоростью.

Затраты на эксплуатацию состоят в свою очередь из:

,З+З+З=З рем.энэамэксп /

где Зам – затраты амортизацию;

Зэ/эн – затраты на электроэнергию;

Зрем. – затраты на ремонт.

,N

НqЦ=З

г

апротб

ам

.ппр

..

где Цб.т.о – балансовая стоимость нового оборудования (затраты на

изготовление);

qпр – количество технологического оборудования, qпр = 25 шт;

На – норма амортизации,

Nг.пр. – годовая программа, Nг.пр = 10000 деталей.

100%,1

сл

аТ

=Н

где Тсл – срок службы оборудования, Тсл=15 лет.

6,710015

1==Н а ;

Определяем затраты на амортизацию: .26900,510000

6,7251606000руб==Зам

Затраты на электроэнергию: ;КSМТ=З сэобобэнэ /

где Тоб – фонд рабочего времени используемого электрооборудования, ч;

160

Моб – мощность оборудования, кВт;

Sэ – тариф на электроэнергию, руб/кВт∙ч;

Кс – коэффициент спроса мощности, [27, стр. 186].

Фонд рабочего времени определяем по формуле:

Ф;К=Т загроб

где Ф - действительный годовой фонд времени работы оборудования, ч

(принять равным 1800 ч – при односменном режиме работы);

Кзагр – коэффициент загрузки оборудования, Кзагр = 0,7.

ч;==Тоб 126018000,7

Определим затраты на электроэнергию:

руб;=)++(=З энэ 9928812,522,2120,06122,21260/

Затраты на ремонт: ;З+З=З прр.р.рем

где Зр.р. – затраты на зарплату ремонтных рабочих;

Зпр – затраты на потери в связи с простоем станка.

,ккккSТ=З ппрсоцдопрабрр 12тар.ср..

где Траб – трудоемкость работы, ч;

Sтар.ср. – средняя тарифная ставка, соответствующая разряду, к которому

отнесена данная работа, руб/ч;

кдоп – коэффициент, учитывающий дополнительную заработную плату

(выплаты за непроработанное время, предусмотренные законодательством о

труде и коллективными договорами; оплата времени отпусков; плата за

выполнение государственных и общественных обязанностей; выходное

пособие при увольнении и тд.), кдоп=1,12.

ксоц – коэффициент, учитывающий единый социальный налог, ксоц = 1,356;

кпр – коэффициент, учитывающий премию за работу по технически

обоснованным нормам, кпр = 1,2;

кп – поясной коэффициент, для Урала, кп =1,15;

12 – количество месяцев.

;==З рр 9644,4121,151,21,31,12508..

161

Рассчитаем потери в связи с простоем станка. Предположим, что

изготавливаем втулку под фланец диаметром 180 мм, цена которой 285

рублей. Продолжительность изготовления одной втулки 10 минут. Тогда:

,N

TD=З

вр

пр

пр

где D – доход от одного изделия, произведенного на станке, руб.;

Nвр – норма времени изготовления одного изделия, ч;

Т – время простоя станка, ч.

.190000,12

8285руб==Зпр

.28644,4190009644,4 руб=+=Зрем

Теперь можно определить затраты на эксплуатацию:

.154824,928644,49928026900,5 руб=++=Зэксп

Определим общие затраты на конвейеры с постоянной скоростью:

.1760824,9154824,91606000 руб=+=З

2. Рассчитаем затраты на конвейеры с регулируемой скоростью.

Определим затраты на изготовление конвейеров с регулируемой

скоростью:

шнековый конвейер: руб,=+)+(+=Зизг 615002500200022500030000

вибрационный конвейер: руб,=)+(++=Зизг 755002500420002000045000

цепной конвейер: .33300012170002550022900060000 руб=)+(+)(+=Зизг

Суммирую затраты на изготовление всех конвейеров в цехе:

.197700033300012755001261500 руб=++=Зизг

Определим годовые затраты на эксплуатацию конвейеров с

регулируемой скоростью.

Затраты на эксплуатацию состоят в свою очередь из:

,З+З+З=З рем.энэамэксп /

,N

НqЦ=З

г

апротб

ам

.ппр

..

162

где Цб.т.о – балансовая стоимость нового оборудования (затраты на

изготовление);

qпр – количество технологического оборудования, qпр = 25 шт;

На – норма амортизации,

Nг.пр. – годовая программа, Nг.пр = 10000 деталей.

100%,1

сл

аТ

=Н

где Тсл – срок службы оборудования, Тсл=15 лет.

6,710015

1==Н а ;

Определяем затраты на амортизацию:

.753311410000

6,7251977000руб,==Зам

Затраты на электроэнергию:

;КSМТ=З сэобобэнэ /

где Тоб – фонд рабочего времени используемого электрооборудования, ч;

Моб – мощность оборудования, кВт;

Sэ – тариф на электроэнергию, руб/кВт∙ч;

Кс – коэффициент спроса мощности, [27, стр. 186]. Кс=0,6

Фонд рабочего времени определяем по формуле:

Ф;К=Т загроб

где Ф - действительный годовой фонд времени работы оборудования, ч

(принять равным 1800 ч – при односменном режиме работы);

Кзагр – коэффициент загрузки оборудования, Кзагр = 0,7.

ч;==Тоб 126018000,7

Определим затраты на электроэнергию:

руб;=)++(=З энэ 59572,80,62,522,2120,06122,21260/

Затраты на ремонт: ;З+З=З прр.р.рем

где Зр.р. – затраты на зарплату ремонтных рабочих;

Зпр – затраты на потери в связи с простоем станка.

163

,ккккSТ=З ппрсоцдопрабрр 12тар.ср..

где Траб – трудоемкость работы, ч;

Sтар.ср. – средняя тарифная ставка, соответствующая разряду, к которому

отнесена данная работа, руб/ч;

кдоп – коэффициент, учитывающий дополнительную заработную плату

(выплаты за непроработанное время, предусмотренные законодательством о

труде и коллективными договорами; оплата времени отпусков; плата за

выполнение государственных и общественных обязанностей; выходное

пособие при увольнении и тд.), кдоп=1,12.

ксоц – коэффициент, учитывающий единый социальный налог, ксоц = 1,356;

кпр – коэффициент, учитывающий премию за работу по технически

обоснованным нормам, кпр = 1,2;

кп – поясной коэффициент, для Урала, кп =1,15;

12 – количество месяцев.

;==З рр 9644,4121,151,21,31,12508..

Рассчитаем потери в связи с простоем станка. Предположим, что

изготавливаем втулку под фланец диаметром 180 мм, цена которой 285

рублей. Продолжительность изготовления одной втулки 10 минут. Тогда:

,N

TD=З

вр

пр

пр

где D – доход от одного изделия, произведенного на станке, руб.;

Nвр – норма времени изготовления одного изделия, ч;

Т – время простоя станка, ч.

Время простоя станка уменьшиться, за счет увеличения бесперебойной

работы транспортера.

.71250,12

3285руб==Зпр

.16769,471259644,4 руб=+=Зрем

Теперь можно определить затраты на эксплуатацию:

.10945716769,459572,87533114 руб,=++,=Зэксп

164

Определим общие затраты на конвейеры с регулируемой скоростью:

.20864571094571977000 руб=+=З

Заключим все приведенные расчеты в общую таблицу 4.

Технологическая себестоимость. Таблица 4

Затраты по элементам и

комплексным статьям

Базовый

вариант

Проектный

вариант

Амортизационные затраты

Затраты на электроэнергию

Затраты на ремонт

26 900,5

99 288

28 644,4

33 114,75

59 572,8

16 769,4

З общие 154 825 109 457

Посчитаем условно-годовую экономию на текущих затратах:

руб==ЗЗ=Э регэксэкс.постгусл 45368109457154825...

Годовой экономический эффект, руб:

руб=)(=)З(ЗЕ=ЭЭ регизгпостизгнгуслг 10282160600019770000,1545368...

Заработная плата исполнителя определяется по формуле:

1,31,11,15 ОМ=Зи ,

где М - количество месяцев, затраченных на выполнение исследовательской

работы;

О - оклад исполнителя, руб./мес.;

Подставив значения в получим: .740001,31,11,15150003 руб==Зи

Заработная плата консультанта определяется по формуле:

КчСт=Зк ,

где Ст - тарифная ставка оплаты работы, руб./ч.;

Кч - время проведенных консультаций, ч.

Подставив значения в получим:

.1600032500 руб==Зк

Полученные значения занесем в таблицу 5 ''Технико — экономические

показатели''.

165

Технико-экономические показатели. Таблица 5

Наименование показателя Ед.

изм.

Значение показателя

по вариантам

базовый

вариант

проектный

вариант

1 2 3 4

Заработная

плата

исполнителя

74000

консультанта 16000

Единовременные вложения

(капитальные вложения) руб. 1 606 000 1 977 000

Приведѐнные затраты руб. 154 825 109 457

Годовой экономический

эффект руб. 10 282

Определим срок окупаемости:

лет==Э

ЗЗ=Т

гусл

изгизгок 7

45368

16060001977000

.

12

Технико-экономическое обоснование.

В результате внедрения модернизированного оборудования произошло

уменьшение текущих затрат на 33492,95 руб. Так как в научной работе все

производственные условия произвольные, то расчеты выполнены примерно.

На основании проведенного анализа проект можно принять экономически

эффективным и рекомендовать к реализации.

Более глубокий экономический анализ — это предмет специального

изучения, применительно к конкретным производственным условиям.

166

ЗАКЛЮЧЕНИЕ

Данная научная работа направлена на опытно-конструкторскую

разработку энергоэкономичной системы стружкоуборки для гибкого

автоматизированного цеха токарной обработки.

В ходе научной работы был проведен анализ деталей-представителей и

рассчитан объем стружки при их обработке; проведено ознакомление со

способами снижения энергопотребления транспортирующих машин;

проведен анализ примера планировки цеха и возможных способов

стружкоудаления; проведены выбор и модернизация оборудования для

системы стружкоуборки. В основу системы положено применение трех видов

конвейеров: шнековый, вибрационный и цепной. При включении конвейеров

в систему они были модернизированы и снабжены, разработанными автором

проекта устройствами автоматического управления, позволяющими

существенно снизить их энергопотребление. Особое внимание уделено

общецеховому пластинчатому конвейеру, в котором предложено применить

двойной привод. При этом принципиально по-новому решен вопрос о

расположении натяжного устройства конвейера. Предложено его совместить

с головным приводом, для чего проанализированы конструктивные варианты

такого решения и выбрано наиболее простое. В основу проекта входит

разработка и проектирование комбинированного цилиндро-конического

редуктора, являющегося ключевой частью привода цепного конвейера и

механизма натяжения цепи.

При применении в производстве спроектированной энергоэкономичной

системы удаления стружки существенно снизится энергопотребление

транспортеров, повысится удобство уборки стружки, снизятся затраты

финансовых средств конвейеров, увеличится срок службы и снизится

количество ремонтов за счет повышения надежной работы транспортеров.

Таким образом, в научной работе были разработаны наиболее

производительные, удобные и энергоэкономичные варианты конвейеров,

которые можно внедрять в производство. Также были проведены условные

167

расчеты по ряду экономических показателей, которые показали примерную

экономическую целесообразность проекта.

Часть работы участвовала во Всероссийском конкурсе выпускных

квалификационных работ 2013 года по специальности

«Металлообрабатывающие станки и комплексы», проходившем в «Южно-

Уральском государственном университете». Работа заняла первое место в

номинации «Подъемно-траспортные машины» (грамота прилагается).

По основным разработкам научной работы были зарегистрированы

следущие патенты Российской Федерации: (см. приложение 2):

1. № 135279 Токарный станок с ЧПУ от 10 декабря 2013года;

2. № 135752 Редуктор от 20 декабря 2013года;

3. № 130978 Вибротранспортер от 10 августа 2013года;

4. № 136510 Электромеханический привод от 10 января 2014года.

168

СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ

1. Спиваковский А.О., Дьячков В.К. Транспортирующие машины: Учеб.

пособие для машиностроительных вузов. – 3-е изд., перераб. – М.:

Машиностроение, 1983. – 487 с., ил.

2. Проектирование конвейеров для транспортирования металлической

стружки в цехах машиностроительных предприятий. Методические

указания для студентов специальности 190205 / А.В. Тарнопольский,

Н.Е. Курносов, Л.П. Корнилаева, Ю.К. Измайлов – Пенза: ПензГУ,

2008. – 24 с.

3. Либерман Я. Л. Предпроектная подготовка разработки систем ЧПУ

металлорежущими станками: Учебное пособие по курсовой работе. –

Екатеринбург: Банк культурной информации, 2010. – 96 с.

4. Расчет деталей машин: учеб. пособие. / Г.Л. Баранов – 2-е изд. перераб.

и доп. – Екатеринбург: УГТУ-УПИ, 2007. 222 с.

5. Спиваковский А.О., Гончаревич И.Ф. Вибрационные конвейеры,

питатели вспомогательные устройства. М., «Машиностроение», 1972,

328 с.

6. Гончаревич И.Ф., Земсков В.Д., Корешков В.И. Вибрационные грохоты

и конвейеры. – Москва: ГОСГОРТЕХИЗДАТ, 1960, 215 с.

7. Машины непрерывного транспорта. Колл. авторов. Под ред. В.И.

Плавинского. М., «Машиностроение», 1969, 720 стр.

8. Транспортирующие машины. Спиваковский А.О., Дьячков В.К. Изд. 2-

е, перераб. и доп. М., изд-во «Машиностроение», 1968, 504 стр.

9. Камышный Н.И. Автоматизация загрузки станков. М,

«Машиностроение», 1977, 288с. с ил.

10. Барышев А.И., Стеблянко В.Г., Хомичук В.А. Механизация ПРТС

работ. Курсовое и дипломное проектирование транспортирующих

машин: Учебное пособие/ Под общей редакцией А.И. Барышева -

Донецк: ДонГУЭТ, 2003 - 471 с., ил.

169

11. Справочник технолога машиностроителя. В 2-х т. Т. 2/Под ред. А. Г.

Косиловой и Р. К. Мещерякова. – 4-е изд., перераб. и доп. – М.:

Машиностроение, 1986. 496 с., ил.

12. Шарин Ю.С. Технологическое обеспечение станков с ЧПУ. – М.:

Машиностроение, 1986. – 176 с. ил.

13. Станочное оборудование автоматизированного производства В.В.

Бушуев. Т.1. – М.: Изд-во «Станкин», 1993. 584с.

14. Гибкое автоматическое производство / В.О. Азбель, В.Е. Егоров, А.Ю.

Звоницкий и др. – 2-е изд. перераб. и доп. Л.: Машиностроение,

Ленинградское отделение, 1985.

15. Кувшинский В.В. Автоматизация технологических процессов в

машиностроении. – М.: Машиностроение, 1972.

16. http://delilinux.org/informatika-v-ponyatiyax/gibkoe-avtomatizirovannoe-

proizvodstvo-gap.html

17. http://m-o-z-g.narod.ru/study/KIPS/15.htm

18. http://bibliotekar.ru/economika-predpriyatiya-5/61.htm

19. http://yurik-ermakoff.narod.ru/index/0-57

20. http://avtomaticus.ru/avtomaticheskij_ceh_i_zavodavtomat/naznachenie_i_o

rganizacionnaya_struktura_gac_i_gaz

21. http://delta-grup.ru/bibliot/97/157.htm

22. http://works.doklad.ru/view/HwO9AXT7FXA.html

23. http://slovari.yandex.ru/~книги/БСЭ/Втулка/

24. http://www.hennlich.ru

25. http://www.erasib.ru/prod/eratonfr/

26. Устюгов И.И. Детали машин. – М.: Высшая школа, 1973.

27. Певзнер Е.М., Попов Е.В., Аксенов М.И., Онищенко Г.Б.

Электрооборудование грузоподъѐмных кранов. - М.:

Россельхозакадемия, 2009. - 360 с.

28. Вольдек А.И. Электрические машины. - Л.: Энергия, 1978. - 832 с.

170

29. Браславский И.Я. Ишматов З.Ш., Поляков В.Н. Энергосберегающий

асинхронный электропривод. - М.: Издательский центр "Академия",

2004. - 256 с.

30. Белов М.П., Новиков В.А., Рассудов Л.Н. Автоматизированный

электропривод типовых производственных механизмов и

технологических комплексов. - М.: Издательский центр "Академия,

2004. - 576 с.

31. http://www.masters.donntu.edu.ua

32. http://www.passatltd.org/artcles/

33. http://m-o-z-g.narod.ru/study/KIPS/23.htm

34. http://studopedia.org/1-58361.html

35. http://dic.academic.ru/dic.nsf/es

36. http://studopedia.ru/view_misi.php?id=81

37. https://ru.wikipedia.org

38. Единая система технологической подготовки производства

ЕСТПП.ГОСТ 14.004 –83. Государственный комитет СССР по

стандартам. Москва. 1983.

39. Детали машин: Методические указания по выполнению курсового

проекта / Г.И. Казанский. Свердловск: УПИ,1991. 28 м.

171

ПРИЛОЖЕНИЕ 1.

Приложение А.

Приложение Б.

172

Приложение В.

173

Приложение Г.

174

175

Приложение Д.

Приложение Е.

176

Приложение Ж.

177

Приложение И.

178

Приложение К.

179

Приложение Л.

Приложение М.

180

Приложение Н.

181

Приложение О.

182

Приложение П.

Приложение Р.

183

ПРИЛОЖЕНИЕ 2.