Системи технологій

[ виправити ] текст може містити помилки, будь ласка перевіряйте перш ніж використовувати.


Нажми чтобы узнать.
скачати

Контрольна робота
за курсом: «СИСТЕМИ ТЕХНОЛОГІЙ»
Алчевськ, 2009

ЗМІСТ
1 Призначення та властивості буропідривних робіт
2 Класифікація та особливості способів занурення паль
3 Загальні питання сталеплавильного виробництва
4 Припуски на механічну обробку
Завдання

1 Призначення та властивості буропідривних робіт
Буровибухові роботи є основним видом робіт, що застосовуються для руйнування міцних корисних копалин і пустих порід, як при підземному, так і при відкритому способі видобутку.
У залежності від поставлених завдань до підривних робіт висувають такі вимоги: відрив від масиву породи або корисної копалини; роздроблення відірваною від масиву частини на шматки певної крупності, зручні для вантаження і транспортування відповідно до прийнятих засобами механізації; покидьок відбитої породи в місця, зручні для навантаження; оконтурювання (надання заданої форми) перетину гірських виробок при їх проведенні та ін
На шахтах підривні роботи здійснюються в основному шпуровим способом; при якому в забої пробуріваются свердловини невеликої глибини (до 3-4 м) і невеликого діаметра (32-75 мм), звані шпурами. У шпурах поміщають заряди вибухової речовини (ВР) і підривають їх.
Частина шпуру між його гирлом і зарядом заповнюється яких-небудь інертним матеріалом, не займистим від високої температури, що розвивається під час вибуху (наприклад, глиною, змішаною з піском). Процес заповнення вільної від заряду частині шпуру інертним матеріалом носить назву набійки, а матеріал, службовець для цього, - набієчного матеріалу.
Під час вибуху заряду внаслідок надзвичайно швидкого хімічного (вибухової) перетворення речовини виділяється енергія і утворюються стислі гази, здатні виробляти механічну роботу по відриву шматків породи від загального масиву та її поділу.
Технологію вибухових робіт шпуровим методом можна розбити на три послідовні операції: буріння шпурів, заряджання їх і підривання зарядів. Найкращий результат при вибухових роботах може бути досягнутий в тих випадках, коли глибина шпурів, їх число, розташування і величина заряду в окремих шпурах обрані правильно, а заряджання та підривання проведено відповідно до правил ведення вибухових робіт. Тому вибухові роботи в кожному окремому випадку виробляються за спеціальним проектом, що носить назву паспорта буропідривних робіт.
На шахтах, що видобувають руду, і при відкритих роботах, крім шпурового способу, застосовують також підривання зарядів у глибоких свердловинах і мінних камерах. Глибокі свердловини починають впроваджувати також при розробці потужних вугільних пластів.
2 Класифікація та особливості способів занурення паль
палі застосовують для передачі навантаження від споруджуваних будинків або споруд нижележащим верствам грунту або для ущільнення грунту і збільшення його несучої здатності як підстави. Розрізняють палі, що занурюються в готовому вигляді і набивні (бетонні і грунтові).
Застосовують палі дерев'яні, бетонні, залізобетонні, сталеві, грунтові і комбіновані.
Для виконання пальових робіт в сучасних умовах будівництва широко використовують різні будівельні машини та крани, молоти і сваевидергівателі, віброзанурювачі, компресори, лебідки, домкрати, наголовники і т. д.
Забивання паль здійснюється за допомогою копрових установок (копрів), змонтованих на різному ходовому обладнанні: колісних візках, спецшасі з пневмоколісних ходом, самохідних кранах і екскаваторах і інше. Робочим устаткуванням є пальові молоти. Пальовий молот зі пальових наголовником навішується на щоглу копра. Застосовуються вертикальні, похилі та універсальні копри. Технологічний процес занурення паль забиванням складається з наступних операцій: установки копра; підтаскування палі до копру; підйому і установки палі на місце занурення під молот; наведення, орієнтування та занурення палі ударами молота; переходу копра або переміщення устаткування до чергового місця занурення паль.
Технологічний процес безвідходної забивання паль здійснюється в такій технологічній послідовності:
- За допомогою допоміжної лебідки в отвір розривного пристрою встановлюють палю, лебідкою опускають на верхню її частину наголовник з молотом і починають занурювати палю. Після занурення модульна частина палі нарощується наступної палею. Зістикованих палі занурюють у грунт до необхідної позначки;
- Недовантажених частина палі затискається двома поясами розривного пристрою і відривається;
- Відірвана частина палі, що знаходиться у верхньому поясі розривного пристрої, орієнтується на вісь забивання наступної палі переміщенням копра або маніпулюванням щоглою;
- Молотом палю занурюють у грунт і процес повторюється.
Віброзануренням паль проводиться за допомогою віброзанурювачів з електроприводом. При вібрації зчеплення частинок грунту і тертя палі про грунт зменшуються і паля під дією власної ваги віброзанурювача занурюється в грунт.
Безударное занурення готових паль здійснюється трьома способами: загвинчуванням, вдавленням і гідроподмивом.
Гвинтові палі найбільш часто використовуються для влаштування фундаментів радіомачт і опор ЛЕП в якості анкерів, тобто в тих випадках, коли мають місце висмикувальними навантаження. Гвинтові палі занурюють у грунт загвинчуванням за допомогою кабестанов або спеціальних установок.
Статичний вдавлювання паль здійснюється вдавлювальними агрегатом на базі двох тракторів чи системою гідравлічних домкратів. Вібровдавліваніе проводиться за рахунок ваги палі, віброзанурювача і трактора, на якому змонтована установка.
Суть занурення паль способом гідроподмива полягає в тому, що під дією води, спрямованої під напором до вістря палі з однієї або кількох труб, лобове опір грунту знижується.
3 Загальні питання сталеплавильного виробництва
Сталлю називають деформується (ковкий) сплав заліза з вуглецем та іншими домішками. Вміст вуглецю в сталі зазвичай не перевищує 1,3%. Отримання заліза в чистому вигляді являє собою трудомісткий і дорогий процес. Механічні властивості, зокрема міцність, чистого заліза нижче властивостей сплавів заліза. У чистому вигляді залізо - матеріал дорогий, його використовують для спеціальних цілей. Зазвичай в техніці і в побуті використовують сталь.
Річне виробництво сталі, що припадає на душу населення, в країнах з розвиненою промисловістю становить 400-600 кг і більше.
Залізо в давні часи люди отримували в примітивних горнах, в які завантажували залізну руду і деревне вугілля. У процесі розвитку металургії виник двостадійний процес виробництва сталі. Такий процес (спочатку виплавка чавуну, а потім отримання з чавуну низкоуглеродистого металу) виявився більш вигідним. Був створений більш досконалий спосіб отримання заліза - так званий «крічний» процес.
У кінці XVIII-початку XIX ст. виник більш економічний пудлінгового процес. Крічний сурми на багатьох заводах почали замінювати пудлінгового печами - полум'яними відбивними печами з окремо розташованої топкою. У пудлінгового печі завантажували чавунні чушки і розплавляли їх. Під впливом кисню, що міститься в пічних газах, шлаку і матеріалі футеровки печі, вуглець чавуну окислявся. У міру зменшення вмісту вуглецю в металі зростала температура його плавлення, тобто метал ставав все більш і більш тугоплавким (температура плавлення низкоуглеродистого заліза дорівнює приблизно 1540, а чавуну - близько 1100 ° С). Оскільки температура в печі не перевершувала 1400 - 1450 ° С, обезуглероженний метал ставав все більш і більш в'язким. Згущаються сплав перемішували, домагаючись однорідності його складу, і потім «накочували» з нього шматки - криці масою 30-50 кг, які витягали з печі і проковували.
Один з істотних недоліків і крічного, і пудлінгового процесів полягає в неможливості отримати щільну литу виливок із сталі, так як і в крічний горнах, і в пудлінгових печах температура виявлялася недостатньою для розплавлення металу. Отримувані криці представляли собою грудки зварені між собою зерен металу. Остаточна зварювання зерен відбувалася при наступних нагревах та обробці металу тиском. Тому продукти крічного і пудлінгового процесів у технічній літературі часто об'єднують одним терміном - зварювальне залізо.
Найбільш древнім з усіх існуючих способів отримання рідкої сталі є тигельний процес, при використанні якого метал отримують в результаті розплавлення металевої шихти в невеликих (ємність 25-30 кг) судинах - тиглях з вогнетривкої маси. Тигельна сталь відрізняється виключно високими механічними властивостями. У Європі тигельний процес почали застосовувати в XIII ст.
Але й тигельний процес має ряд істотних недоліків, обумовлених, зокрема, низькою продуктивністю праці при його застосуванні, високими вимогами до чистоти вихідних матеріалів, малою стійкістю тиглів (не більше трьох плавок), високою витратою палива.
Простий і дешевий спосіб отримання литої сталі у великих кількостях продувкою рідкого чавуну повітрям був запропонований у 1855р. англійським механіком Генрі Бессемер. Продування чавуну вели в агрегаті - конвертері з кислою футеровкою. Спосіб отримав назву конвертерного (бесемерівського).
У 1878-1879 рр.. англійцем Томасом був розроблений варіант конвертерного процесу, при реалізації якого футеровку конвертера виготовляють з доломіту - матеріалу, що володіє основними властивостями. Цей процес одержав назву томасовського або основного конвертерного процесу.
У 1864 р . у Франції Еміль і П'єр березня здійснить переплавку чавуну і залізного брухту в сталь в регенеративних полум'яних печах. У цих печах стало можливим досягати високої температури, достатньої для розплавлення стали, в результаті використання тепла відхідних газів для підігріву палива і повітря в так званих регенераторах. Принцип регенерації тепла був розроблений Сіменсом. Тому в ряді країн (зокрема, в Німеччині) процес називають «Сіменс-мартенівським». У Франції і в Росії він набув поширення, під назвою мартенівського.
У другій половині XIX ст. з'явилися пропозиції по використанню для плавки сталі електричної енергії. В кінці XIX-початку XX ст. у ряді країн були створені і пущені в експлуатацію електропечі, виготовлені в різних варіантах. Особливо бурхливими темпами електросталеплавильне виробництво розвивається в останні десятиліття.
В даний час на земній кулі річна виплавка сталі складає близько 700 млн. т. Основними способами виплавки стали в даний час є: конвертерний (> 55% від всієї маси виплавленої сталі); мартенівський (^ 20%) і в дугових електропечах (~ 25 %). Кількість сталі, виплавленої високопродуктивними способами в кисневих конвертерах і великих електропечах, безперервно зростає; відповідно частка сталі, що виплавляється в мартенівських печах, поступово зменшується.
Крім таких «масових» способів існує ряд способів виплавки сталі і сплавів більш дорогих і менш продуктивних, але забезпечують отримання металу дуже високої якості, з особливими властивостями: вакуумний дугового переплав (ВДП), вакуумний індукційний переплав (ВІП), електрошлаковий переплав (ЕШП) , переплав у електроннопроменевих і плазмових печах.
Оскільки в цих процесах здійснюють переплав стали, попередньо виплавленої в «звичайному» агрегаті (конвертері, мартенівської або електродуговій печі), такі процеси часто називають «переплавних». Сьогодні загальне виробництво сталі переплавних методами невелика (<1% від загальної виплавки), однак роль цього металу в технічному прогресі значна.
В останні роки суттєвий розвиток отримують нові методи обробки рідкої сталі поза печі, поза агрегату (наприклад, обробка металу в ковші або в спеціально сконструйованому посудині вакуумом, рідкими або порошкоподібними шлаковими сумішами, продуванням інертними газами). Ці методи отримали назву позапічної обробки або ковшевой металургії. При цьому піч або конвертер стають агрегатом, призначеним для розплавлення і попередньої обробки рідкого металу, а остаточне доведення його і надання йому потрібних якостей здійснюються поза печі, в ковші або в особливому агрегаті ковшового типу.
Вимоги до якості металу безперервно ростуть, відповідно, зростає і маса металу, виробленого цими новими способами. Сьогодні практично вся виплавленої сталі додатково обробляється тим чи іншим способом поза печі, поза конвертера.

4. Припуски на механічну обробку
Креслення вихідної заготовки відрізняється від креслення готової деталі, перш за все тим, що на всіх оброблюваних поверхнях передбачаються припуски, відповідно змінюють розміри, а іноді і форму заготовок. Форма окремих поверхонь вихідних заготовок визначається з урахуванням технології одержання заготовок , Що вимагає в ряді випадків визначених ухилів, радіусів закруглення і т. п.
Загальним припуском на обробку називається шар матеріалу, що видаляється з поверхні вихідної заготовки в процесі механічної обробки з метою отримання готової деталі.
Встановлення правильних розмірів припусків на обробку є відповідальною техніко-економічним завданням. Призначення надмірно великих припусків призводить до непродуктивних втрат матеріалу, що перетворювався в стружку; до збільшення трудомісткості механічної обробки; до підвищення витрат різального інструменту та електричної енергії; до збільшення потреби в обладнанні і робочій силі. При цьому утрудняється побудова операцій на настроєних верстатах, знижується точність обробки у зв'язку зі збільшенням пружних віджаті в технологічній системі і ускладнюється застосування пристосувань.
Призначення недостатньо великих припусків не забезпечує видалення дефектних шарів матеріалу і досягнення необхідної точності і шорсткості оброблюваних поверхонь, а також викликає підвищення вимог до точності вихідних заготовок і призводить до їх подорожчання, ускладнює розмітку і вивіряння положення заготовок на верстатах при обробці за методом пробних ходів і збільшує небезпека появи браку.
Операційний припуск - це шар матеріалу, що видаляється з заготовки при виконанні однієї технологічної операції (ГОСТ 3.1109-82). Операційний припуск дорівнює сумі проміжних припусків, тобто припусків на окремі переходи, що входять до цієї операцію.
Слід розрізняти такі припуски:
- Мінімальний операційний - різницю найменшого граничного розміру до обробки і найбільшого граничного розміру після обробки на даній операції;
- Максимальний операційний - різницю найбільшого граничного розміру до обробки і найменшого граничного розміру після обробки на даній операції.
Допуск припуску - це різниця між максимальним і мінімальним значеннями розміру припуску.
Номінальний (розрахунковий) операційний припуск - різниця номінальних розмірів виробу до і після обробки на даній операції.
Будь-яке розширення допусків для попередніх операцій неминуче викликає збільшення припуску на обробку для подальших, що зазвичай веде до зниження продуктивності останніх операцій. І, навпаки, при зменшенні припуску на обробку для даної операції доводиться відповідно підвищувати точність, а, отже, і вартість попередньої обробки.
У зв'язку з цим при призначенні операційних припусків і до
пусків повинні бути вирішені наступні техніко-економічні
завдання:
- Операційний припуск повинен бути не надто великим, щоб не здорожувати даної операції зняттям надмірно великого шару металу, і не дуже малим, щоб не здорожувати попередньої операції внаслідок підвищення її точності;
- Операційний допуск повинен бути досить широким, щоб полегшити виконання даної операції, і не дуже широким, щоб не викликати надмірного збільшення припуску для наступної операції та відповідного її подорожчання.
Припуск по суті є компенсатором всіх похибок попередньої обробки заготовки і похибок, пов'язаних з виконанням даної технологічної операції.
В умовах одиничного і серійного виробництв звичайних деталей середньої точності для визначення загальних і операційних припусків часто користуються нормативними таблицями припусків, розробленими різними авторами на основі вивчення великого практичного досвіду промисловості і рекомендованими для деяких середніх умов виробництва.

ЗАВДАННЯ
Задача 1
Розрахувати запаси шахтного поля, виробничу потужність і термін служби шахти.
Дано:
розмір шахтного поля по простяганню - 3100 м;
розмір шахтного поля по падінню - 2200 м;
кут падіння - 30 О С;
потужність пластів вугілля:
m1 = 1,2 м ;
m2 = 1,1 м ;
m3 = 0,9 м ;
m4 = 0,7 м ;
m5 = 0,5 м ;
зольність вугілля:
Am1 = 12%;
Am2 = 13%;
Am3 = 14%;
Am4 = 11%;
Am5 = 17%;
кількість робочих днів на місяць n добу = 24 днів;
довжина лави 220 м ;
середньодобова швидкість просуванню очисного забою - 3,7 м На добу
Рішення
Виробнича потужність

, М.
, М.
, Т / м 2
Середньорічна просування:
24.12.3, 7 = 1065,6
Коефіцієнт добування вугілля з лав С = 0,95-0,97
, Т / рік
Запаси корисних копалин (Z):
, Т.

Термін служби шахти:
років
Задача 2
Вибрати оптимальний тип транспортного засобу для перевезення 1000 т піску на відстань 200 км , За умови нормального руху.
Дано:
Таблиця 5.1 - Коротка технічна характеристика автосамоскидів
Найменування показників
Марка автосамосвала
Легкі
Важкі
ГАЗ - 93
КАЗ - 600
КАЗ - 602
ЗІЛ - 555
МАЗ - 503
ЯАЗ - 218
БелАЗ - 540
Вантажопідйомність Р, т.с.
2,25
3,5
3,6
4,5
7,0
10
27
Власний вага автомобіля P2, т.с
1,25
1,5
1,5
2,0
3,0
4,0
10
Потужність двигуна Nе, л.с
70
97
100
150
180
180
375
Найбільша швидкість розвивається V, км / год
70
70
65
80
70
45
55
Тип дороги: нерівна брудна
Коефіцієнт зчеплення з дорогою φ: 0,2
Основне питомий опір руху ω 0: 75 кг / тс
Величина ухилу дороги: i 1 = +0,007
                                                                              i 2 = -0,003
i 3 = -0,002
i 4 = +0,001
i 5 = -0,008
Рішення
1 Визначимо число ходок для кожного автомобіля
,
де М - маса піску 1000 т.
Р - вантажопідйомність, т
Тип а / м
ГАЗ - 93
КАЗ - 600
КАЗ - 602
ЗІЛ - 555
МАЗ - 503
ЯАЗ - 218
БелАЗ - 540
Число ходок
444,44
285,714
277,778
222,222
142,857
100
37,037
2. Визначаємо час на перевезення вантажу для кожного з автомобілів
,
де l - довжина шляху 200 км ;
V - найбільша швидкість розвивається, км / год
Тип а / м
ГАЗ - 93
КАЗ - 600
КАЗ - 602
ЗІЛ - 555
МАЗ - 503
ЯАЗ - 218
БелАЗ - 540
Час на перевезення, год
1269,84
816,32
854,7
555,55
408,16
444,44
134,68
Вибираємо для перевезення автомобіль витрачають мінімальний час - БелАЗ - 540.
3 Визначаємо умови нормального руху
ККД трансмісії до провідних осях η: 0,8
Зчіпний вага Ксц = 0,68



РСЦ = Ксц · (Р + Р2) = 25,16
Рс = 1000 · РСЦ · φ = 5032
Задача 3
Визначити сумарні втрати напору продуктів горіння від печі до шибера.
Вихідні дані: L 1 = 1,1; L 2 = 0,87; L 3 = 2,6; L 4 = 4,9; L 5 = 5,6; L 6 = 5,9;
L 1-L 6 - лінійні розміри тракту, м;
кількість продуктів горіння, Q = 18387м 3 / год;
щільність димових газів (при t ° 273 К і тиску 101,3 кН / м 2), ρ д. про = 1,23 кг / м 3;
ширина і висота робочого простору печі, У п × Н п = 3,35 × 2,85 м;
температура диму в печі, Т д п = 1215 К;
температура диму у вертикальних каналах, Т д вк = 1180 К;
падіння температури диму в рекуператорі, Т Р = 430 К;
розміри камери для установки рекуператора, В р × Н р = 1,2 × 2,7 м;
діаметр труб, d = 51 мм .
Рішення
1. Втрати напору у вертикальних каналах:
h п в = h тр + h 'мс + h "мс + h геом., Н / м 2;
де h тр, h 'мс, h "мс, h геом - втрати на тертя, на два місцевих опору (поворот на 90 ° і звуження потоку), а також на подолання геометричного напору, Н / м 2.
Швидкість диму в печі:
, М / с,
де Н 3 - товщина нагріваються заготовок (приймаємо рівною 0,15 м );
3600 - кількість секунд у годині.
, М / с
Швидкість диму в 3 вертикальних каналах:
, М / с
1.3. Наведений діаметр каналів:
, М.
1.4. Втрати від тертя:
, Н / м 2;
де λ - коефіцієнт тертя (для цегельних каналів λ = 0,05).
, Н / м 2
1.5.Потері від повороту:
, Н / м 2
де ζ - коефіцієнт місцевого опору (для вертикального повороту ζ = 2,0).
, Н / м 2
1.6. Втрати від звуження:
, Н / м 2
де ζ - коефіцієнт місцевого опору (для даного звуження потоку ζ = 0,43).
, Н / м 2
1.7. Втрати від подолання геометричного напору:
, Н / м 2;
де g - прискорення сили тяжіння (g = 9,81 м / с 2);
р в. о - густина повітря при нормальних умовах (р в. про = 1,29 кг / м 3);
Т в - температура атмосферного повітря (Т у = 293 К).
, Н / м 2.
2. Втрати напору у кабані від печі до рекуператора:
h б = h б тр + h'''мс, Н / м 2,
де h б тр, h'''мс - втрати на тертя, а також на місцеві опори (повороти на 90 ° у вертикальній і горизонтальній площинах), Н / м 2
2.1 Площа перерізу кабана:
, М 2
де ω про Б - швидкість руху диму у кабані (приймається, що ω про Б = 2,5 м / с).
2.2 Висота кабана:
, М,
де В б - ширина кабана (приймається У б = 1,0 м ).
2.3 Наведений діаметр кабана:
, М.
2.4. Падіння температури в кабані:
Т Б = δt (L 4 + L 5) = 2 (4,9 +5,6) = 21 К,
де δt = 2К (відповідає зниженню температури у кабані по 2 К на кожному метрі його довжини).
2.5 Температура диму в кабані перед рекуператором:
Т р = Т вк д - Т Б = 1180-21 = 1159 До
2.6 Середня температура диму в кабані:
Т б ср = (Т д вк + Т р) / 2 = (1180 +1159) / 2 = 1169,5 До
2.7 Втрати від тертя:
, Н / м 2;
λ - коефіцієнт тертя (для цегельних каналів λ = 0,05);
, Н / м 2
2.8 Втрати від поворотів:
, Н / м 2
ζ - коефіцієнт місцевого опору (для вертикального і горизонтального поворотів. в сумі ζ = 2,5).
, Н / м 2
3 Втрати напору в рекуператорі:
h p = h 'МСР + h p пучків + h "МСР, Н / м 2,
де h 'МСР, h "МСР і h p пучків - втрати на два місцевих опору (розширення та звуження потоку), а також на поперечний омивання шахового пучка труб, Н / м 2.
3.1 Температура диму на виході з рекуператора:
Т р '= Т р - Т Р = 1159 - 430 = 729, К
3.2 Середня температура диму в рекуператорі:
Т р ср = (Т р + Т р ') / 2 = (1159 +729) / 2 = 944, К
3.3 Втрати від розширення:
, Н / м 2
де ζ - коефіцієнт місцевого опору (для даного розширення потоку ζ = 0,16).
3.4 Втрати при поперечному омивання пучка труб:
, Н / м 2,
де С - емпіричний коефіцієнт (С = 1,12);
m - число рядів труб по глибині пучка (m = 14);
при середній t ° диму в рекуператорі 944 К: Δh = 8,0 Н / м 2.
, Н / м 2,
3.5 Дійсна швидкість диму в рекуператорі:
ω Р = ω про Р · Т Р СР / 273 = 4.944 / 273 = 13,83, м / с,
де ω про Р = 4 м / с.
3.6 Втрати від звуження:
, Н / м 2
де ζ - коефіцієнт місцевого опору (для даного звуження потоку ζ = 0,26).
4 Втрати на ділянці від рекуператора до шибера:
4.1 Падіння температури на ділянці:
Т '= δt' · L 6 = 1,5 · 5,9 = 8,85 К,
де δt '= 1,5 K (відповідає зниженню t ° у кабані по 1,5 К на кожному метрі його довжини).
4.2 Температура диму в кабані перед шибером:
Т ш = Т р '- ΔT' = 729-8,85 = 720,15, К
4.3 Середня температура диму на ділянці:
Т сер = (Т р '+ Т ш) / 2 = (729 +720,15) / 2 = 724,575, К.
, Н / м 2;
5 Сумарні втрати напору:
h Σ = h п B + h б + h p + hтр '= 44,98 +47,61 +18,71 +2,25 = 113,55 Н / м 2.
Задача 4
У порядку аналізу точності обробки деталей по зовнішній циліндричної поверхні d 12 h 10 (-0,07) на автоматі відпрацьована партія деталей у кількості 100 шт. і проведені виміри досліджуваного розміру. Деталі цієї партії відпрацьовані при одній налаштування верстата без зміни і переналагодження інструменту, конструюється розмір вимірювали мікрометром групами з інтервалами в 0, 01 мм . Таких груп 11. Ці вихідні дані наведені в таблиці.
Необхідно зіставити проведені дослідження графічно і визначити, наскільки отримана крива розподілу фактичних розмірів наближається до теоретичної кривої нормального розподілу. Розрахувати дані, необхідні для побудови кривої нормального розподілу.
Методами математичної статистики слід визначити: міру розсіювання, середній арифметичний розмір, середнє квадратичне відхилення, вірогідність браку у відсотках.
Рішення
1. Міру розсіювання визначимо за формулою:
М р = d max - D min = 12,02-11,91 = 0,11 мм
Допуск розміру деталі дорівнює 0,07. Міра розсіювання перевищує допуск, і отже при обробці має місце шлюб. Визначимо середнє арифметичне значення розміру кожної вимірюваної групи. Результати цього розрахунку наведені в табл. 1.
Таблиця 1
Вихідні дані
Розрахункові дані
№ розмірної групи
Інтервал розмірів групи di, мм
Число деталей у групі mi, шт
Середній розмір групи diсргр, мм
Твір граф 3 і 4
Відхилення середнього розміру групи від середньоарифметичного розміру diсргр-dср, мм
Квадратичне відхилення середнього розміру групи
(Diсргр-dср) 2
(Diсргрdср) 2 · mi
1
11,91-11,92
1
11,915
11,915
-0,185
0,034225
0,034225
2
11,92-11,93
1
11,925
11,925
-0,175
0,030625
0,030625
3
11,93-11,94
3
11,935
35,805
-0,165
0,027225
0,081675
4
11,94-11,95
5
11,945
59,725
-0,155
0,024025
0,120125
5
11,95-11,96
10
11,955
119,55
-0,145
0,021025
0,21025
6
11,96-11,97
10
11,965
119,65
-0,135
0,018225
0,18225
7
11,97-11,98
10
11,975
119,75
-0,125
0,015625
0,15625
8
11,98-11,99
19
11,985
227,715
-0,115
0,013225
0,251275
9
11,99-12,00
22
11,995
263,89
-0,105
0,011025
0,24255
10
12,00-12,01
15
12,005
180,075
-0,095
0,009025
0,135375
11
12,01-12,02
5
12,015
60,075
-0,085
0,007225
0,036125
Визначимо середньоарифметичний розмір деталей як:
dср = Σ diсргр · mi / Σ mi = 1210,075 / 100 = 12,10
Визначимо середнє квадратичне відхилення:

2. Побудова кривих розподілу

3. Визначення ймовірності шлюб
Таблиця 2
Вид шлюбу
Визначення z i
Визначення Ф i
Визначення можливого браку,%
поправний
z 1 = (des-dcp) / σ = (12-12,1) / 0,1216 = 0,82
0,291
20,9
невиправний
z 2 = (dei-dcp) / σ = (11,93-12,1) / 0,1216 = 1,39
0,4861
1,39
У результаті придатних деталей 77,71%, виправних шлюбу 20,9%. Невиправного браку 1,39%.
Додати в блог або на сайт

Цей текст може містити помилки.

Виробництво і технології | Контрольна робота
116.4кб. | скачати


Схожі роботи:
Системи технологій харчової промисловості
Введення до курсу Системи сучасних технологій
Інформаційні системи технологій в фінансово-кредитних установах
Розробка шкільної інформаційної системи на основі IT-технологій
Системи технологій ЖКГ Ремонтно будівельне господарство
Системи технологій ЖКГ Ремонтно-будівельне господарство
Агроекологічна оцінка та розробка екологічно безпечних технологій системи землеробства або
Класифікація PR технологій
Класифікація соціальних технологій
© Усі права захищені
написати до нас
Рейтинг@Mail.ru