Вопросы теории и расчета вальцовых станков
Принцип измельчения ядра на валках заключается в особенностях взаимодействия частички с парой вращающихся навстречу друг другу валков. Во-первых, при достаточно малом относительном (к диаметру валка) размере частицы она втягивается в сужающийся зазор между валками. Во-вторых, частица, проходя сужающийся зазор, деформируется, и при достаточно больших усилиях сжатия валков это вызывает высокие напряжения в частице, превышающие предел прочности и вызывающие измельчение частицы.
Рассмотрим условие прохождения частички между валками (см. рис. 5.1).
Уравнение баланса сил, действующих на частичку
Рис. 5.1. К выводу уравнения, определяющего условия прохождения частички между валками
Условие втягивания частички в зону измельчения
Отсюда
Так как f = tgqp, то условие захвата
или
Практическое значение это условие имеет при определении диаметра валков. Из рис. 5.1 видно, что межцентровое расстояние между валками
Отсюда минимальный диаметр валка (м)
Так как угол а мал, то
С учетом, что
получим
Вводя коэффициент измельчения
соответственно
после подстановки получим
Обозначив
получим
Для угла трения мятки по гладкой поверхности валков ср = 10… 12е и X = 65,8…45,5. Для горизонтальных валков рекомендуется X = 60, а для вертикальных X = 80.
Расчет производительности вальцовых станков возможен на основе представления о движении материала в зазоре между двумя валками как листа толщиной 6 (м) и шириной L (м) с линейной скоростью v = л Dn/60 (D — диаметр валка, м; п — число оборотов, об/мин)
где Q — производительность, кг/с; р — объемная масса измельченного материала, кг/м3; С = f (род материала, степень измельчения, конструкция машины).
Для вальцовых станков с нерегулируемым зазором (типа ВС-5) ряд величин (6, р, С) трудно определяем, и поэтому их объединяют вместе с известными числовыми величинами л/60 в экспериментально определяемый коэффициент А (для семян подсолнечника А = 0,0095), и уравнение производительности принимает вид
При определении путей интенсификации работы вальцов надо учитывать ограничения ряда следующих факторов на скорость вращения (п) валков:
- — влияние центробежной силы (v = 3,2 м/с — предел, если больше, то происходит отрыв частиц от валка);
- — влияние работы трения (она растете п, переходит в тепло, увеличивает износ валков);
- — влияние технологической схемы (тонкая прочная пластинка получается при пониженных п).
Степень измельчения изучалась экспериментально на вальцовом станке ВС-5 со свободно лежащими валками.
Установлена следующая зависимость размера частиц (средний диаметр d4, м)
где q = Q/L — удельная (на единицу длины валка) производительность вальцов, кг/(с • м); z — номер вальцовой пары в последовательности проходов на станке.
Энергетические характеристики работы вальцового станка можно определить на основе теории прокатки порошкообразных материалов.
Удельное давление на измельчаемый материал в зоне прокатки описывается выражением вида:
где Рх — распределение контактного нормального напряжения в измельчаемом материале в зоне прокатки вплоть до выхода измельченного материала, кг/мм2; — максимальное контактное нормальное напряжение, кг/мм2; Ьл — толщина прокатки (приближенно равна размеру измельченных частиц), мм; hx — переменная величина зазора между парой валков в зоне прокатки, мм; f — коэффициент внешнего трения материала по металлу; ср = (ар у)/2 — угол наклона хорды к направлению прокатки; схр -^pj-(c-l) — угол прокатки при измельчении; у — угол нейтрального сечения (этот угол при измельчении мал: у = 0,1ар); е = hjn — коэффициент спрессовывания (для измельчения е = dH/dK); hp —ширина захватываемого материала в начале зоны прокатки, мм; R = D/2 — радиус валка, мм.
Максимальное контактное напряжение может быть определено по уравнению:
где G — сила, действующая в зоне измельчения (для случая станка со свободно лежащими валками это вес вышерасположенных валков, для случая станка с регулируемым зазором это сила упругости системы фиксации валков при соответствующей деформации), кг; L — длина валка, мм; асж — угол сжатия (для измельчения асж * 0).
Для расчета коэффициента внешнего трения масличного материала по металлу с учетом скорости скольжения предложена зависимость:
где fo = 0,05 (5,6 • 10_3 1,2-10~4 Л)Р —коэффициент трения в статике; Р — давление, МПа; v = (;iDn/60) — (Q/Ld4p) — скорость скольжения частиц измельчаемого материала в зазоре вальцевой пары, м/с; Л — луз- жистость масличного материала, %.
Среднее давление на частицу при прохождении между валками определяется интегрированием соотношения (5.19) в определенном диапазоне изменения размера частиц
Определив среднее давление, можно рассчитать момент на измельчающем валке и мощность на измельчение.
Момент прокатки (Н • м) как при двух приводных валках, так и при одноприводном, определяется по формуле
где гр = 0,33 (у — асж)/3ар — коэффициент плеча момента прокатки. Мощность (Вт) связана с моментом соотношением
где п — частота вращения валка, с-1.
Для расчета мощности станка ВС-5 моменты определяются по валкам:
Расчет мощности определяют для каждого валка по формуле (5.24), а затем суммируют.
Анализ показывает значительное влияние диаметра валка на мощность. Поэтому при проектировании вальцовых станков следует выбирать наименьший возможный диаметр. Потребная расчетная мощность растет также с увеличением частоты вращения валков.
Проектирование и расчет вальцового станка
Цель работы: приобретение практических навыков расчёта и проектирования вальцового станка.
Задание:определить основные параметры рабочих органов вальцового станка, установленного в системе для измельчения пшеницы, производительностью Q, кг/ч.
Из приложения 1 определяем геометрические размеры зерен пшеницы. Диаметр частицы составляет d, мм. Межвальцовый зазор b, мм выбираем из задания.
Производительность станка, степень измельчения и расход энергии взаимосвязаны и определяются отношением окружных скоростей вальцов, диаметром и правильностью геометрической формы вальцов, профилем и характеристикой рифлей. Увеличение окружных скоростей вальцов существенно повышает производительность при незначительном увеличении расхода энергии.
Диаметр вальца определяют из условия затягивания частицы материала в зазор между вальцами. Частица (рис.3.1), находящаяся между гладкими вальцами, вращающимися с одинаковыми угловыми скоростями, будет увлекаться силами трения F в зазор (диаметры вальцов одинаковые). Однако войти в зазор, не деформировавшись, частица не может. Оказывая сопротивление, частица воспринимает со стороны вальцов нормальные усилия P.
Если при этом разность вертикальных составляющих будет направлена к зазору (вниз), то частица, разрушаясь, попадает в зазор, если эта разность направлена от зазора (вверх), то вальцы не смогут захватить частицу и увлечь ее в зазор.
Рис.3.1 – Схема к определению диаметра вальца
Определяем минимальный диаметр вальцов Dmin, мм из условия захвата частицы вальцами из формулы:
(3.1)
где α – угол острия (α =20…30° ).
Применяемый на практике минимальный диаметр вальцов равен 150 мм, а наиболее широко распространенный – 250 мм, что вызвано требованиями высокой жесткости вальцов.
Вальцовый станок имеет две пары вальцов, следовательно, одна пара вальцов имеет производительность QB = Q/2.
Длину вальцов Lр, м ориентировочно определяем по формуле (3.2), при этом удельную нагрузку для первой драной системы определяем по приложению 2, q, кг/(м ч). Отсюда:
(3.2)
По приложению 2 выбираем вальцы с параметрами: количество рифлей на 1 см; уклон рифлей, %.
Проверяем правильность расчета рабочей длины вальцов Lр, м из формулы (3.5), предварительно определив скорость обработки зерна Vз, м/с по формуле (3.4), при этом принимаем скорость быстровращающегося вальца Vб, м/с. В настоящее время при размоле зерна в сортовую муку принимают Vб=5,5…6,5 м/с, при размоле зерна в обойную муку Vб = 8…12 м/с. В первом случае соотношение скоростей выбирают: для драных систем К= 2,5 и для размольных систем К = 1,1…1,6 (Приложение 1).
Тогда Vм , м/c равно:
Vм = Vб /K (3.3)
(3.4)
(3.5)
где b – зазор между вальцами, м;
QB – производительность станка, кг/ч;
ρ – объемная масса измельчаемого продукта, кг/м3;
VЗ – скорость обработки зерна в зазоре между вальцами, м/с;
k1– коэффициент полезного использования зоны измельчения, который всегда меньше единицы (k1 =0,2…0,3).
Определяем величину рабочего прогиба по формуле (3.7).
Предварительно определяем момент инерции сечения вальца J, м4 по формуле (3.6):
(3.6)
где D – диаметр вальца, м.
Отсюда прогиб y, м равен:
(3.7)
где q1 – удельная нагрузка, q1 = 3000 кгс/м;
L – расстояние между опорами, м; L = Lp 2 ΔL;
ΔL – расстояние от торца вальца до середины подшипникового узла, ΔL =0,06м;
Е – модуль упругости материала вальца, Е = 1,6 1010кгс/м2;
J – момент инерции сечения вальцов, м
Проверяем условие y < [y] = 1·10-5 м
Частоту вращения вальцов n (с-1) определяем по формуле:
(3.8)
где Vб – скорость быстровращающегося вальца, м/с;
D – диаметр вальца, м.
Мощность, потребную для привода одной пары вальцов
N (кВт) определяем по формуле:
(3.9)
где Lр – рабочая длина вальцов, м;
D – диаметр вальца, м;
n – частота вращения вальцов, с -1;
d – диаметр частицы исходного материала, м.
Для обеспечения вращения быстровращающегося вальца с частотой n, мин-1 разработаем кинематическую схему привода. Кинематическая схема представлена на рис. 3.2.
Для разработки кинематической схемы привода вальцов необходимо рассчитать общее передаточное число, которое определяем по формуле:
. (3.10)
Для рассчитанного передаточного отношения достаточно установить ременную передачу, которая обеспечит точную частоту вращения ротора.
Общий коэффициент полезного действия является произведением всех КПД передач привода и определяется по формуле:
, (3.11)
Ременная передача рассчитывается по стандартной методике.
ƞрп. – КПД ременной передачи, ƞрп = 0,95;
ƞзп – КПД зубчатой передачи, ƞзп = 0,95.
Установленную мощность привода Nnp (кВт) определяем по формуле:
(3.12)
По приложению 3 для привода шнека выбираем электродвигатель с Nэд, кВт, nэд =1500 мин -1. Циркуляционную мощность Nц, кВт определяем по формуле:
(3.13)
Крутящий момент на валу вальцов Мк (Н м) определяем по формуле:
. (3.14)
где n – частота вращения вальцов, с -1;
Силы Т и R (H) определяются из технологического расчета по формулам:
, (3.15)
, (3.16)
где q – равномерно распределенная нагрузка в межвальцовом зазоре (при измельчении q = 3·104 Н/м, при плющении
q=2,5·105 Н/м);
Lp – рабочая длина вальцов, м;
β – угол наклона оси вальцов, β =45º.
Рис. 3.2. Кинематическая схема привода вальцовой пары:
1- быстровращающийся валок; 2 — медленновращающийся валок;
3 — первая зубчатая передача; 4 — вторая ременная передача;
5- первая ременная передача; 6 — электродвигатель; 7 — распределительный валок; 8 — дозировочный валок; 9 — вторая зубчатая передача
Вальцовые устройства снабжают механизмами питания и очистки поверхности вальцов. Механизм питания должен обеспечивать регулируемую равномерную по всей длине вальца подачу заданного количества продукта. В настоящее время чаще всего применяют двухвалковый питающий механизм (рис.3.3), верхний питающий валик называют дозировочным, а нижний – распределительным. Дозировочный валик имеет продольные рифли, а распределительный валик имеет поперечные рифли.
Механизм питания должен подавать продукт в зону измельчения со скоростью, равной или близкой к скорости медленновращающегося вальца.
Диаметром питающего валка Dп = 2r задаемся конструктивно, Dп = 80 мм.
Рис.3.3. Питающий механизм вальцового станка:
1 – быстровращающийся валок; 2 – медленновращающийся валок;
3 – распределительный валок; 4 – дозировочный валок.
М – точка отрыва частицы от распределительного валка; А – расстояние, отделяющее точку отрыва частицы от горизонтального диаметра валка; В – высота падения частицы; r – радиус распределительного валка;
b – точка касания частицы медленновращающегося валка; Q – сила тяжести частицы
Максимальную окружную скорость распределительного питающего валка Vрв, м/с определяем по формуле (3.17), при этом А = r, где А – расстояние от точки падения частицы до оси вращения распределительного валка.
(3.17)
Высоту падения частицы В (м) определяем из формулы (3.18), зная конечную скорость падения частицы Vk = Vм.
Тогда:
(3.18)
Частоту вращения питающего валка nрв, мин-1 определяем по формуле:
(3.19)
Вращение питающего валка производится через ременную передачу от быстровращающегося вальца, а вращение дозировочного валка производится от питающего через зубчатую передачу в том же направлении со скоростью 1,5…2 раза меньше, чем скорость питающего валка. Отсюда скорость дозировочного валка nдоз.в., мин-1составляет:
(3.20)
где nрв – частота вращения питающего валка, мин-1.
Частоту вращения быстровращающегося валка nбв, мин-1 определяем по формуле:
(3.21)
Порядок оформления отчета. Отчет о расчетно-практической работе оформляется в соответствии с требованиями, изложенными в [10], и включает в себя следующие разделы:
– цель работы;
– расчетную часть, в которой приводится расчет вальцового станка согласно предлагаемому варианту (прил. 1);
– графическую часть, в которой даются чертеж схемы определения диаметра вальца и кинематическая схема вальцового станка с указанием рассчитанных параметров передач.
Приложение 1
Таблица 3.1– Исходные данные для расчета вальцовых устройств
Номер варианта | Производительность Q, кг/ч | Система | Окружная скорость быстровращающегося вальца Vб, м/с | Коэффициент соотношения скоростей, К | Диаметр частицы d, мм | Межвальцовый зазор b, мм |
1 -я размольная | 6,5 | 1,5 | ||||
2-я шлифовочная | 6,5 | 2,5 | 1,5 | |||
10-я размольная | 5,5 | 1,5 | ||||
2-я сходовая | 5,5 | 1,6 | 1,5 | |||
VI драная | 6,5 | 2,5 | ||||
III драная | 6,5 | 2,5 | 2,5 | |||
V драная | 6,5 | 2,5 | ||||
6-я размольная | 6,5 | 1,1 | 2,5 | |||
1-я сходовая | 2,5 | |||||
I драная | 6,5 | 2,5 | 1,5 | |||
9-я размольная | 2,5 | 1,5 | ||||
II драная крупная | 6,5 | 2,5 | ||||
V драная | 6,5 | 1,5 | ||||
10-я размольная | 5,5 | 1,8 | 2,5 | |||
2-я сходовая | 5,5 | 1,4 | 2,5 |
Приложение 2
Таблица 3.2– Некоторые параметры вальцовых станков
Системы | Удельная Нагрузка, кг/(см·сут) | Удельная потребная мощность, кВт/см | Количество рифлей на 1 см длины окружности вальцов | Уклон рифлей. % |
I драная | 800-1200 | 0.185-1.200 | 3.5-4.5 | 4-6 |
II драная крупная | 600-900 | 0.225-0.240 | 4.0-5.5 | 4-6 |
II драная мелкая | 600-900 | 0.135-0.155 | 4.0-5.5 | 4-6 |
III драная | 400-600 | 0.205-0.225 | 5.0-6.5 | 4-6 |
IV драная крупная | 250-300 | 0.175-0.210 | 5.5-6.5 | 6-8 |
IV драная мелкая | 300-400 | 0.145-0.160 | 5.5-6.5 | 6-8 |
V драная | 200-300 | 0,140-0,155 | 6.5-8.0 | 7-8 |
VI драная | 120-150 | 0.115-0.125 | 7.5-8.5 | 7-8 |
VII драная | — | 0.135-0.155 | 7.5-8.5 | 8-9 |
1-я шлифовочная | 300-400 | 0.070-0.080 | 9.0 | 6-8 |
2-я шлифовочная | 300-350 | 0.070-0.080 | 9.0 | 6-8 |
3-я шлифовочная | 300-350 | 0.080-0.085 | 9.5 | 6-8 |
4-я шлифовочная | 200-300 | 0.080-0.095 | 10.0 | 6-8 |
5 и 6-я шлифовочные | — | 0.080-0.095 | 9.5-10.0 | 7-10 |
Вымольные | — | 0.080-0.090 | 10.0 | 8-10 |
1.2.3.4 и 5-я размольные | 180-300 | 0,105-0,115 | 10-11 | 6-8 |
6.7 и 8-я размольные | 125-200 | 0.105-0.115 | 10-11 | 8-10 |
9 и 10-я размольные | 125-150 | 0.105-0.115 | 10-11 | 8-10 |
1-я сходовая | 180-250 | 0.100-0.110 | 8-10 | |
2-я сходовая | 140-200 | 0.100-0.110 | 8-10 |
Приложение 3
Таблица 3.3– Технические данные двигателей серии АИР
(тип/асинхронная частота вращения, мин -1)
Мощность Рдв, кВт | Синхронная частота, мин -1 | |||
0,37 0,55 0,75 1,1 1,5 2,2 5,5 18,5 | — 63В2/2730 71А2/2820 71В2/2805 80А2/2850 80В2/2850 90L2/2850 100S2/2850 100L2/2850 112M2/2895 132M2/2910 160S2/2910 (1) 160M2/2910 (1) 180S2/2919 (1) 180M2/2925 (1) | — 71A4/1357 71B4/1350 80A4/1395 80B4/1395 90L4/1395 100S4/1410 100L4/1410 112M4/1432 132S4/1440 132M4/1447 160S4/1455 (2) 160M4/1455(2) 180S4/1462(3) 180M4/1470(1) | 71A6/915 71B6/915 80A6/920 80B6/920 90L6/925 100L6/945 112MA6/950 112MB6/950 132S6/960 132M6/960 160S6/970 (4) 160M6/970(5) 180M6/980(3) — — | — 80В8/700 90LA8/695 90LB8/695 100L8/702 112MA8/709 112MB8/709 132S8/716 132M8/712 160S8/727 (3) 160M8/727 (3) 180M8/731 (3) — — — |
Примечания: 1. Отношение максимального вращающего момента к номинальному Тmax /Т = 2,2; для отмеченных (в скобках) 1) 2,7; 2) 2,9; 3) 2,4; 4) 2,5; 5) 2,6. 2. Пример обозначения двигателя: Двигатель АИР100L2 ТУ 16-525.564-84. |
Практическая работа №4
§
Цель работы: приобретение практических навыков расчёта и проектирования молотковой дробилки.
Задание: Определить основные параметры рабочих органов молотковой дробилки и дать схему поперечного сечения ротора, если известны следующие данные: масса измельчаемой частицы m, кг, продолжительность удара молотка по частице продукта t, c, сила сопротивления частицы разрушению P, Н, производительность Q, т/ч (продукт – пшеница), число молотков z, шт. Размеры молотка конструктивно примем: длина а, м, ширина b, м и толщина δм, м (приложение 1).
Принимая начальную скорость движения частицы продукта равной нулю, найдем минимальную необходимую окружную скорость молотка Vmin, м/с по выражению:
(4.1)
где P – средняя мгновенная сила сопротивления разрушению частицы, Н;
t – продолжительность удара молотка по частице, c;
m – масса измельчаемой частицы, кг.
Молотки будем изготовлять с одним отверстием. При этом расстояние от центра тяжести молотка до оси отверстия с, м по условию:
(4.2)
Квадрат радиуса инерции молотка относительно его центра тяжести определяем по формуле:
(4.3)
Квадрат радиуса инерции молотка относительно его оси подвеса по выражению:
(4.4)
Расстояние от конца молотка до его оси подвеса l, м находим по зависимости:
(4.5)
Произведем проверку сделанных вычислений по формуле:
(4.6)
где r – радиус инерции молотка, относительно оси подвеса, м;
l – расстояние от оси отверстия молотка до его рабочего конца, м;
c – расстояние между центром тяжести молотка и осью отверстия молотка, м.
Примем согласно ранее высказанным рекомендациям
(Ro >l) расстояние от оси подвеса молотка до оси ротора больше расстояния от конца молотка до его оси подвеса. Радиус R1 наиболее удаленной от оси ротора точки молотка конструктивно принимаем 0,160 м. Тогда из выражения находим Ro:
(4.7)
Необходимую угловую скорость ω, с-1 определяем по формуле:
(4.8)
Отсюда частота вращения ротора nр, мин-1 составляет:
(4.9)
Массу молотка mм, кг определяем по формуле:
(4.10)
где a – длина молотка, м;
b – ширина молотка, м;
δм – толщина молока, δм =0,01 м;
ρс – плотность стали, ρс =7850 кг/м3.
Радиус окружности расположения центров тяжести молотков Rc, м определяем по формуле:
(4.11)
Центробежную силу инерции молотка Pи, Н определяем по выражению:
(4.12)
где mм– масса молотка, кг;
Rc – радиус окружности расположения центров тяжести молотков, м.
Диаметр оси подвеса молотка d, м, принимая для стали 35 допускаемое напряжение при изгибе [σ]и равным 100 МПа, найдем по формуле:
(4.13)
где δм – толщина молотка (0,002—0,01), м;
[σ]и – допускаемое напряжение при изгибе, Н/м2.
В соответствии с рядом нормальных линейных размеров (ГОСТ6636-80) принимаем d, м.
Для диска из стали марки Ст 5 принимаем допускаемые напряжения при смятии [σ]см= 65 МПа и при срезе с учетом предела текучести.
Определяем толщину диска δд, м из формулы:
(4.14)
Минимальный размер перемычки hmin, м определяем по формуле:
(4.15)
где [σ]ср – предел текучести, [σ]ср=60 МПа
Наружный радиус диска R2, м равен:
(4.16)
С целью проверки сделанных расчетов чертим схему (в масштабе) установки молотка на диске рис. 4.1а. Убедившись в согласованности полученных размеров, приступаем к определению напряжений в опасном месте диска на поверхности центрального отверстия.
Рис. 4.1 а – схема установки молотка на диске; б – схема поперечного сечения ротора с молотками.
Максимальное окружное напряжение в диске на образующей центрального отверстия σtmax, Н/м2 определяем по выражению:
(4.17)
где ρс – плотность материала диска, ρс =7850 кг/м3;
R2 – наружный радиус диска, м;
ro – радиус центрального отверстия диска, ro=0,045 м
Окружное напряжение от сил инерции молотков на образующей центрального отверстия σt, Па определяем по зависимости:
(4.18)
где Pи– центробежная сила инерции молотка (без учета отверстия в нем), Н;
Ro – радиус окружности расположения центров осей подвеса молотков, м;
z – число отверстий в диске под оси подвеса (число молотков);
δд – толщина диска, м.
Суммарное напряжение на образующей центрального отверстия σ, Па находим по формуле:
(4.19)
Заключаем, что оно находится в допустимых пределах.
Теперь даем рабочий чертеж поперечного сечения ротора с молотками, который представлен на рис. 4.1б.
Длину ротора молотковой дробилки Lр, м определяем из формулы:
(4.20)
где k1 – опытный коэффициент, величина которого зависит от типа и размеров ячеек ситовой поверхности. Для сит с диаметром отверстия до 3 мм k1 = 1,3·10-4…1,7·10-4, для чешуйчатых и для сит с диаметром отверстия 3…10 мм k1 = 2,2·10–4 …5,25·10–4;
ρп – объемная масса измельчаемого продукта, ρп=760 кг/м3;
Dр – диаметр ротора, м, который равен Dр = 2R1;
Q – производительность молотковой дробилки, т/ч;
nр – частота вращения ротора, мин–1
Мощность для привода молотковой дробилки N , кВт определяется по формуле:
(4.21)
где k2 – коэффициент измельчения (k2 =6,4…10,5), меньшее значение принимают при грубом измельчении, а большее – при тонком.
Площадь ситовой поверхности F, м2 определяем из формулы:
(4.22)
где q – удельная производительность сита, q =2…4 кг/(м2·с);
Q – производительность, кг/с.
Угол α, град обхвата ситом ротора определяем из выражения:
(4.23)
где Rсита – радиус обечайки сита, м ;
В – ширина сита, м, равна длине ротора B = Lр ;
Для обеспечения вращения ротора с частотой nр, мин–1 разработаем кинематическую схему привода.
Кинематическая схема представлена на рис.4.2.
В качестве электродвигателя применяем электродвигатель с частотой вращения nдв, мин–1.
Тогда общее передаточное число привода i определяем по формуле:
(4.24)
Рис.4.2. Кинематическая схема молотковой дробилки:
1– ротор; 2 – ременная передача; 3 – электродвигатель
Для рассчитанного передаточного отношения достаточно установить ременную передачу, которая обеспечивает точную частоту вращения ротора.
Общий коэффициент полезного действия является произведением всех КПД передач привода и определяется по формуле:
(4.25)
Установленную мощность привода Nпр, кВт определяем по формуле:
(4.26)
Выбираем для привода ротора по приложению 2 электродвигатель ГОСТ 19523-74 с Nдв , кВт, nдв , мин–1.
Диаметр вала в опасном сечении у шкива рассчитываем по
выражению:
(4.27)
где Nдв– передаваемая валом мощность, кВт;
ω – угловая скорость вала, с–1.
Учитывая далее четыре ступени увеличения диаметра вала, по условию найдем диаметр вала под дисками:
(4.28)
где do – диаметр вала в опасном сечении, м;
п – число ступеней вала, n=4.
Порядок оформления отчета. Отчет о расчетно-практической работе оформляется в соответствии с требованиями, изложенными в [10], и включает в себя следующие разделы:
– цель работы;
– расчетную часть, в которой приводится расчет молотковой дробилки согласно предлагаемому варианту (приложение 1);
– графическую часть, в которой даются чертеж схемы установки молотка на диске, поперечного сечения ротора с молотками и кинематическая схема молотковой дробилки с указанием рассчитанных параметров передач.
Приложение 1
Таблица 4.1– Исходные данные для расчета
Номер варианта | Производительность, Q кг/ч | Масса измельчаемой частицы продукта m·10 5, кг | Продолжительность удара по частице, t·105, с | Сила сопротивления частицы разрушению, P, Н | Длина молотка, a, м | Ширина молотка, b, м | Число молотков, z, шт |
3.0 | 1.0 | 0.120 | 0,05 | ||||
2.8 | 1.0 | 0.100 | 0,048 | ||||
2.6 | 1.0 | 0.090 | 0,046 | ||||
2.4 | 0.8 | 0.095 | 0,044 | ||||
2.2 | 0.8 | 0.080 | 0,042 | ||||
3.2 | 1.0 | 0.110 | 0,04 | ||||
3.0 | 1.0 | 0.115 | 0,038 | ||||
2.8 | 0.6 | 0.112 | 0,036 | ||||
2.6 | 0.6 | 0.108 | 0,048 | ||||
2.8 | 0.8 | 0.105 | 0,046 | ||||
4.5 | 1.0 | 0.070 | 0,044 | ||||
4.8 | 1.2 | 0.060 | 0,042 | ||||
4.2 | 1.0 | 0.080 | 0,04 | ||||
5.0 | 0.8 | 0.090 | 0,038 | ||||
4.0 | 1.0 | 0.065 | 0,036 |
Приложение 2
Таблица 4.2– Технические данные двигателей серии АИР
(тип/асинхронная частота вращения, мин -1)
Мощность Рдв, кВт | Синхронная частота, мин -1 | |||
0,37 0,55 0,75 1,1 1,5 2,2 5,5 18,5 | — 63В2/2730 71А2/2820 71В2/2805 80А2/2850 80В2/2850 90L2/2850 100S2/2850 100L2/2850 112M2/2895 132M2/2910 160S2/2910 (1) 160M2/2910 (1) 180S2/2919 (1) 180M2/2925 (1) | — 71A4/1357 71B4/1350 80A4/1395 80B4/1395 90L4/1395 100S4/1410 100L4/1410 112M4/1432 132S4/1440 132M4/1447 160S4/1455 (2) 160M4/1455(2) 180S4/1462(3) 180M4/1470(1) | 71A6/915 71B6/915 80A6/920 80B6/920 90L6/925 100L6/945 112MA6/950 112MB6/950 132S6/960 132M6/960 160S6/970 (4) 160M6/970(5) 180M6/980(3) — — | — 80В8/700 90LA8/695 90LB8/695 100L8/702 112MA8/709 112MB8/709 132S8/716 132M8/712 160S8/727 (3) 160M8/727 (3) 180M8/731 (3) — — — |
Примечания: 1. Отношение максимального вращающего момента к номинальному Тmax /Т = 2,2; для отмеченных (в скобках) 1) 2,7; 2) 2,9; 3) 2,4; 4) 2,5; 5) 2,6. 2. Пример обозначения двигателя: Двигатель АИР100L2 ТУ 16-525.564-84. |
Практическая работа №5
§
Цель работы: приобретение практических навыков расчёта и проектирования барабанного смесителя.
Задание: Рассчитать и сконструировать барабанный смеситель для сыпучих продуктов, если известны: производительность Q, кг/ч, необходимое число перемещений продукта в барабане, обеспечивающее заданное смешивание в минуту k, объемная плотность компонентов, входящих в смесь, соответственно ρ1, ρ2, кг/м3, процентный состав отдельных компонентов, входящих в смесь, согласно рецептуре смеси соответственно X1, X2, %, угол естественного откоса φ, время, необходимое для загрузки барабана tзаг, мин, начальное сопротивление сдвигу τ0, Па. Рабочим органом смесителя является барабан, имеющий отверстие для разгрузки исходных компонентов и разгрузки смеси. Схема барабанного смесителя представлена на рис.5.1. Компоненты смеси перемешиваются во время вращения барабана до получения однородной смеси. Исходные данные для задачи взять из приложения 1.
Рис. 5.1. Схема барабанного смесителя
Определяем m1, m2, кг – массу отдельных компонентов в смеси, необходимых для часовой производительности смесителя:
, (5.1)
где i – число компонентов смеси;
Q – производительность, кг/ч.
Объемную плотность смеси ρс (кг/м3) определяем, зная объемную плотность и массу компонентов, входящих в смесь:
(5.2)
Объем V (м3), занимаемый продуктом в барабане, определяем по формуле
(5.3)
где Q – производительность, кг/ч;
ρс – объемная плотность смеси, кг/м3;
k – необходимое число перемещений продукта в барабане, обеспечивающее заданное смешивание;
n – частота вращения барабана, n = 20 мин -1;
tзаг – время, необходимое для загрузки барабана, мин;
tраз – время, необходимое для разгрузки барабана, tраз =1 мин.
Объем емкости барабана V1 определяем, приняв коэффициент заполнения барабана смесью ψ= 0,5…0,6:
(5.4)
Геометрические размеры барабана определяем из формулы объема барабана, используя соотношение диаметра барабана к длине, равное D/L = (0,8…1,0), принимаем D/L = 1, тогда
(5.5)
Принимаем D = L
Диаметр выпускного отверстия D0 (м), согласно рекомендациям, принимаем
D0 = 0,5·D (5.6)
Для определения скорости истечения груза из выпускного отверстия барабана v, м/с определим значения гидравлического радиуса для круглого отверстия, приняв размеры мелкозернистого груза (0,5·10-3 < α ≤ 2·10-3). Отсюда
α =(α min α max)/2 (5.7)
где А0=D0 – диаметр отверстия, тогда
(5.8)
Коэффициент подвижности mид определяем зная, что внутренний коэффициент трения продукта равен
f1= tgφ (5.9)
отсюда
(5.10)
Критический радиус отверстия истечения , м:
(5.11)
где τ0 – начальное сопротивление сдвигу, Па;
При гидравлическом радиусе истечения , скорость истечения ν (м/с) определяется по формуле
(5.12)
При гидравлическом радиусе истечения , скорость истечения определяется по формуле
(5.13)
Скорость истечения определяем принимая коэффициент истечения сыпучих грузов λ = 0,2…0,65:
Принятое время разгрузки должно быть больше рассчитанного, то есть tраз > t, где рассчитанное время t (c) определяем предварительно определив площадь выпускного отверстия Fотв (Н) в барабане, которое равно:
(5.14)
тогда
(5.15)
Проверяем правильность выбора частоты вращения барабана при условии выполнении следующего выражения, исходя из предельной частоты вращения барабана:
;
Сила тяжести продукта в барабане Gпр, Н:
(5.16)
Время подъема продукта на высоту угла естественного откоса tпод (с) определяем по формуле
(5.17)
Расстояние от оси вращения до центра тяжести продукта R0, м определяем, зная, что длина хорды сегмента при ψ=0,5 равна диаметру барабана С = D = L и предварительно определим площадь Fсм, м2 поперечного сечения перемешиваемой смеси в барабане:
(5.18)
отсюда
(5.19)
Высоту подъема продукта от горизонтального положения до угла естественного откоса определяем, зная угол естественного откоса φ :
(5.20)
Мощность, необходимую для преодоления трения в подшипниках смесителя N1 ,кВт, определяем, зная силу тяжести продукта в барабане Gпр, приведенный коэффициент трения скольжения стальной цапфы по бронзовой втулке μ = 0,15, радиус цапфы вала барабана принимаем конструктивно rц =0,02 м. Угловую скорость барабана ω (c-1) определяем из выражения
(5.21)
Сила тяжести барабана Gб, H:
(5.22)
где D = L – диаметр и длина барабана; δ = 0,002 м – толщина металлического листа, из которого изготовлен барабан; ρм=7800 кг/м3 – плотность материала из которого изготовлен барабан.
Мощность, необходимая для привода барабана N, кВт, определяется по формуле
N = N1 N2 N3 (5.23)
где N1 – мощность, необходимая для преодоления трения в подшипниках смесителя, кВт; N2– мощность, необходимая для преодоления силы тяжести продукта при его подъеме в барабане до угла естественного откоса, кВт; N3 – мощность, необходимая для перемешивания продукта, кВт.
(5.24)
(5.25)
(5.26)
Для обеспечения вращения барабана смесителя с частотой n разработаем кинематическую схему привода смесителя.
Кинематическая схема представлена на рис. 5.2. Крутящий момент от электродвигателя через ременную передачу передается на быстроходный вал редуктора, с тихоходного вала редуктора крутящий момент через муфту передается на вал барабана смесителя.
Рис. 5.2. Кинематическая схема барабанного смесителя:
1 – барабан; 2 – муфта; 3 – редуктор; 4 – ременная передача;
5 – электродвигатель
В качестве электродвигателя применяем электродвигатель с частотой вращения nдв =1000 мин –1.
Тогда общее передаточное число привода i определяем по формуле
(5.27)
Для рассчитанного передаточного отношения необходимо установить редуктор и ременную передачу, которая позволит установить точную частоту вращения барабана смесителя.
Общее передаточное число i в нашем случае состоит из произведения передаточного числа редуктора iред и передаточного числа ременной передачи iр.п и представлено выражением:
(5.28)
В качестве редуктора применяем цилиндрический двухступенчатый редуктор типа Ц2У с передаточным отношением iред, тогда передаточное число ременной передачи iр.п. определяем из формулы
(5.29)
Общий коэффициент полезного действия можно определить по формуле, которая для данного случая имеет вид
(5.30)
где ηред. – КПД редуктора, ηред =0,8;
ηр.п. – КПД ременной передачи, ηр.п. = 0,95.
Установленная мощность привода Nпр, кВт:
(5.31)
Выбираем для привода барабанного смесителя электродвигатель по ГОСТ19523-74 с Nэ.д, nэ.д (Приложение 2).
По передаточному отношению и крутящему моменту на тихоходном валу редуктора выбираем редуктор.
Крутящий момент Mкр, H·м:
(5.32)
На основании рассчитанных данных выбираем цилиндрический двухступенчатый редуктор по ГОСТ 21426-75.
Таким образом, на основании проведенных расчетов определены геометрические и кинематические параметры барабанного смесителя.
Порядок оформления отчета. Отчет о расчетно-практической работе оформляется в соответствии с требованиями, изложенными в [10], и включает в себя следующие разделы:
– цель работы;
– расчетную часть, в которой приводится расчет барабанного смесителя согласно предлагаемому варианту (приложение 1);
– графическую часть, в которой даются чертеж схемы барабанного смесителя и кинематическая схема барабанного смесителя с указанием рассчитанных параметров передач.
Приложение 1
Таблица 5.1– Исходные данные для расчета
Номер варианта | Производительность, Q кг/ч | Число перемещений продукта в барабане, k | Угол естественного откоса φ, град | Начальное сопротивление сдвигу τ0, Па | Время загрузки продукта в барабан tзаг, с | Исходные компоненты | ||||
Насыпная плотность, кг/м3 | Процентное содержание компонентов в смеси, % | |||||||||
ρ1 | ρ2 | X1 | X2 | |||||||
Приложение 2
Таблица 5.2–Технические данные двигателей серии АИР
(тип/асинхронная частота вращения, мин -1)
Мощность Рдв, кВт | Синхронная частота, мин -1 | |||
0,37 0,55 0,75 1,1 1,5 2,2 5,5 18,5 | — 63В2/2730 71А2/2820 71В2/2805 80А2/2850 80В2/2850 90L2/2850 100S2/2850 100L2/2850 112M2/2895 132M2/2910 160S2/2910 (1) 160M2/2910 (1) 180S2/2919 (1) 180M2/2925 (1) | — 71A4/1357 71B4/1350 80A4/1395 80B4/1395 90L4/1395 100S4/1410 100L4/1410 112M4/1432 132S4/1440 132M4/1447 160S4/1455 (2) 160M4/1455(2) 180S4/1462(3) 180M4/1470(1) | 71A6/915 71B6/915 80A6/920 80B6/920 90L6/925 100L6/945 112MA6/950 112MB6/950 132S6/960 132M6/960 160S6/970 (4) 160M6/970(5) 180M6/980(3) — — | — 80В8/700 90LA8/695 90LB8/695 100L8/702 112MA8/709 112MB8/709 132S8/716 132M8/712 160S8/727 (3) 160M8/727 (3) 180M8/731 (3) — — — |
Примечания: 1. Отношение максимального вращающего момента к номинальному Тmax /Т = 2,2; для отмеченных (в скобках) 1) 2,7; 2) 2,9; 3) 2,4; 4) 2,5; 5) 2,6. 2. Пример обозначения двигателя: Двигатель АИР100L2 ТУ 16-525.564-84. |
Практическая работа №6
§
Цель работы: Рассчитать и спроектировать цилиндрический триер, если известно: производительность Q, кг/ч, вид продукта.
Задание: определить геометрические и кинематические параметры рабочего органа (диаметр и длину цилиндра, частоту его вращения), составить кинематическую схему привода и рассчитать потребную мощность, определить уровень установки желоба и его геометрические размеры, рассчитать геометрические параметры шнека.
Для продукта принимаем следующие линейные размеры по приложению 2:
-длина, мм;
-ширина, мм;
-толщина, мм;
-вес 1000 зерен, гс;
-объемная масса, кг/м3 ;
-плотность, кг/м ;
-коэффициент внутреннего трения;
-угол естественного откоса, град;
-коэффициент внешнего трения;
-угол трения, град.
Цилиндрический триер, схема которого представлена на рис.6.1, состоит из стального цилиндра 1 со штампованными ячеями на внутренней поверхности и шнека 2, расположенного в желобе 3. При вращении цилиндра 1 в ячеи попадают короткие зерна, которые выпадают при повороте цилиндра на некоторый угол. Короткие зерна укладываются в ячеи глубже, чем длинные. Поэтому первые при вращении цилиндра выпадают позже, попадают в желоб 3 и выводятся из машины шнеком 2.
Длинные зерна, скользя по внутренней поверхности цилиндра, перемещаются в продольном направлении под давлением зерна, поступающего в машину. Степень разделения смеси на фракции по длине зависит от уровня, на который установлена верхняя грань желоба 3.
Вращение цилиндра 1 и шнека 2 осуществляется от электродвигателя 10 через ременную передачу 9, редуктор 8 и муфту 7. Зерна подается через приемный патрубок 4. Очищенное зерно отводится через лоток 5, а примеси выводятся через лоток 6.
Параметры триерной поверхности принимаем из приложений 3,4,5:
— удельная нагрузка на триерную поверхность q, кг/(м2 ч);
— диаметр ячейки триера d, мм;
— толщина листа цилиндра триера δ, мм.
Из формулы (6.1) производительности определяем F (м2) — площадь ячеистой поверхности:
(6.1)
где q — удельная нагрузка на триерную поверхность, кг/(м2 ч)
F — площадь ячеистой поверхности, м2 .
Рис.6.1. Схема цилиндрического триера:
1 — стальной цилиндр; 2 — шнек; 3 — желоб; 4 — приемный патрубок;
5 — отводной лоток для очищенной пшеницы; 6 — отводной лоток для куколя; 7 — муфта; 8 — редуктор; 9 — ременная передача;
10 – электродвигатель
По ГОСТ 9331-71 определяем диаметр цилиндрического триера в зависимости от производительности по приложению 6.
Длину цилиндра L (м) находим по формуле:
(6.2)
где D — диаметр цилиндра, м.
Предельную частоту вращения цилиндра nпред (мин -1) вычисляют по формуле:
(6.3)
где R — радиус цилиндра, м.
В тихоходных триерах частота вращения nт (мин -1) цилиндра вычисляется по формуле (6.4) и находится в пределах:
(6.4)
В быстроходных триерах частота вращения цилиндра
nб (мин-1) вычисляется по формуле (6.5) и находится в пределах:
(6.5)
Для определения рабочей частоты вращения цилиндра триера воспользуемся оптимальными значениями ускорения
aтр (с-1) при очистке зерна некоторых культур в цилиндрических и дисковых триерах, которые представлены в приложении 7.
Отсюда угловая скорость ω (с-1) определяется по формуле:
(6.6)
где R — радиус цилиндра в цилиндрических триерах или наибольший радиус диска в дисковых триерах, м.
Отсюда частота вращения n (мин-1) определяется по формуле:
(6.7)
Рассчитаем зоны скольжения и выпадения зерновок для определения угла установки желоба при выведении из цилиндра триера короткой фракции (куколя).
Значения углов трения зерна о триерную поверхность φ (град) выбираем из приложения 8, по С.В. Полетаеву.
Угол подъема зерновки, не попавшей в ячейки и располагающейся на внутренней цилиндрической поверхности в один слой α0 (град), определяем по формуле:
(6.8)
Угол выпадения короткой фракции из ячеи (нижняя граница его выпадения) α1 (град), относительно центра цилиндра, определяем по формуле:
(6.9)
Значение α определено экспериментально и приводится в
справочнике, по справочнику α составляет 30.
Относительно нижней точки цилиндра триера αвып (град) составляет:
Результаты вычислений показаны на схеме рис. 6.2.
Как видно из рисунка, между зонами скольжения зерна
выпадения куколя имеется свободный угол, следовательно, возможно полное разделение зерна и куколя. Таким образом, верхний край желоба для отбора куколя необходимо устанавливать под углом, относительно нижней точки цилиндра триера.
Проверяем расчетное число оборотов цилиндра n (мин-1) по формуле:
. (6.10)
Определяем геометрические и кинематические параметры желоба и шнека. Производительность шнека для овсюгоотборочных машин принимаем равной производительности триера QТ = Q, для куколеотборочных машин QТ = 0,15Q.
Рис.6.2 Зоны скольжения зерна и выпадения примесей в цилиндрическом триере
Шаг шнека S (мм) определяем по формуле:
(6.11)
где Dшн — диаметр шнека, равный шагу шнека, мм;
QТ— производительность шнека, кг/ч;
nшн — частота вращения шнека, равная частоте вращения триерного цилиндра, мин -1.
Радиус закругления дна желоба r (мм) определяем по формуле:
(6.12)
Потребную для работы триера мощность N (кВт) определяем в зависимости от его производительности. Для ориентировочных расчетов можно пользоваться формулой:
N = 0,0002 Q . (6.13)
Для обеспечения вращения цилиндра триера с частотой
n, мин -1 разработаем кинематическую схему привода триера. Кинематическая схема представлена на рис.6.3.
В качестве электродвигателя применяем электродвигатель с частотой вращения nдв =1500 мин -1, как наиболее часто применяемый.
Для разработки кинематической схемы привода цилиндрического триера необходимо рассчитать общее передаточное число, которое определяем по формуле:
(6.14)
Для рассчитанного передаточного отношения необходимо установить редуктор и ременную передачу, которая позволит установить точную частоту вращения цилиндра триера.
Общее передаточное число i в нашем случае состоит из произведения передаточного числа редуктора iред и передаточного числа ременной передачи iр.п и представлено формулой:
(6.15)
В качестве редуктора применяем цилиндрический двухступенчатый редуктор типа Ц2У с передаточным отношением iред =16
Общий коэффициент полезного действия является произведением всех КПД передач привода и определяется по формуле:
(6.16)
где ηред. — КПД редуктора, ηред =0,8;
ηр.п. — КПД ременной передачи, ηр.п. = 0,95.
Установленная мощность привода Nпр (кВт) определяется по формуле:
(6.17)
Рис.6.3. Кинематическая схема цилиндрического триера:
1 – стальной цилиндр и шнек; 2 — муфта; 3 — редуктор; 4 — ременная передача; 5 – электродвигатель
Выбираем для привода триера по приложению 10 электродвигатель с Nэд., кВт, nэд =1500 мин -1.
По передаточному отношению и крутящему моменту на тихоходном валу редуктора выбираем редуктор.
Мощность на тихоходном валу редуктора Nред (Вт) определяем по выражению:
(6.18)
Угловая скорость тихоходного вала редуктора а равна угловой скорости цилиндра триера, ω, с -1.
Крутящий момент Мкр (H м) определяем по формуле:
(6.19)
где Nред — мощность на тихоходном валу редуктора, Вт;
ω — угловая скорость тихоходного вала редуктора, которая равна угловой скорости цилиндра триера.
Определяем максимально возможное содержание коротких примесей в исходной смеси а (%) из формулы (6.20):
(6.20)
где L — длина цилиндра, м;
Q — производительность, кг/ч;
Δ — средний вес зерна, выбираемого одной ячеей, кгс, определяем по приложению 2;
k — коэффициент использования ячеистой поверхности. При очистке пшеницы от коротких примесей k = 0,03 — 0,035, а при очистке от длинных примесей k = 0,16 — 0,18;
V— окружная скорость ячеистой поверхности в м/с, которая определяется по формуле:
(6.21)
где x — количество ячей, приходящихся на 1 м 2 триерной поверхности, определяется по формуле Г. Т. Павловского:
(6.22)
где A — опытный коэффициент; z — показатель степени;
d — диаметр ячеек в мм, принимается в зависимости от вида зерновой культуры.
A и z приведены в приложении 9 в зависимости от диаметра ячеек триерной поверхности.
Для изготовления цилиндра триера применяем сталь марки 0,8КП с отделкой поверхности по группе П и вытяжкой по группе ВГ. Форма и размер штампованных ячеек регламентируются ГОСТ 9331-80 на триерные цилиндры.
В приложении 5 указана толщина листов стали, применяемой для цилиндров с различными размерами ячеек. В нашем случае для цилиндра триера с диаметром ячеек d, мм выбираем лист толщиной δ, мм. Таким образом, в предлагаемом примере определены технологические, геометрические и кинематические параметры цилиндрического триера.
Порядок оформления отчета. Отчет о расчетно-практической работе оформляется в соответствии с требованиями, изложенными в [10], и включает в себя следующие разделы:
– цель работы;
– расчетную часть, в которой приводится расчет цилиндрического триера согласно предлагаемому варианту (Прил. 1);
– графическую часть, в которой даются схема цилиндрического триера и кинематическая схема цилиндрического триера с указанием рассчитанных параметров передач.
Приложение 1
Таблица 6.1– Исходные данные для расчета
№ вар. | Очищаемая культура | Производительность, Q, кг/ч | Содержание примесей, % |
Пшеница от коротких примесей | |||
3,0 | |||
1,5 | |||
Пшеница от длинных примесей | 2,0 | ||
1,2 | |||
0,5 | |||
Овес от коротких примесей | 0,5 | ||
3,0 | |||
1,2 | |||
Гречиха от длинных или коротких примесей | 0,5 | ||
1,2 | |||
3,0 |
Приложение 2
Таблица 6.2– Физико-механические характеристики зерновых культур и сорных примнсей
Название культур | Линейные размеры, мм | Вес 1000 зерен, гс | Объемная масса, кг/м3 | Плотность, кг/м3 | Коэффициент внутреннего трения | Коэффициент внешнего трения | ||||
длина | ширина | толщина | по дереву | по стали | по бетону | |||||
Пшеница | 4.8- 8.6 | 1.6- 4.0 | 1.5- 3.8 | 20- | 650- 815 | 1270- 1490 | 0.47 | 0.40 | 0.37 | 0.40 |
Рожь | 5.0- 10.0 | 1.4- 3.6 | 1.2- 3.5 | 0.49 | 0.40 | 0.37 | 0.42 | |||
Овес | 8.0- 18.6 | 1.4- 4.0 | 1.0- 4.0 | 20- | 400- 520 | 1150- 1250 | 0.51 | 0.45 | 0.37 | 0.45 |
Ячмень | 7.0- 14.6 | 2.0- 5.0 | 1.2- 4.5 | 31- | 600- | 1230- 1300 | 0.51 | 0.40 | 0.37 | 0.43 |
Кукуруза | 5.5- 13,5 | 5.0- 11-5 | 2.5- 8.0 | 600- | 1240- 1350 | 0.53 | 0.35 | 0.37 | 0.42 | |
Гречиха | 4.2- 6.2 | 2.8- 3,7 | 2.4- 3.4 | 510- 700 | 1180- 1280 | 0.52 | 0.44 | 0.37 | 0.42 | |
Просо | 1.8- 3,2 | 1.5- 2.0 | 1.5- 1.7 | 700- 830 | 0.52 | 0.40 | 0.34 | 0.34 | ||
Рис | 5.0- 7.0 | 2.5- 2.8 | 2.0- 2.5 | 650- 750 | 1300- 1400 | 0.51 | 0.44 | 0.37 | 0.43 | |
Горох | 4.0- 9.5 | 4.0- 9.0 | 3.0- 9.0 | 750- 800 | 1260- 1350 | 0.55 | 0.32 | 0.37 | 0.30 | |
Мука хлебопекарная | 0.05-0,1 | 550- 600 | 1.42 | 0.7- 0.85 | 0.4- 0.65 | |||||
Мука макаронная | 0.150-0.530 | 770- 900 | 1.42 | 0.7- 0.85 | 0.4- 0.65 | |||||
Куколь | 2.8- 4.4 | 2.0- 3.8 | 1.6- 3.0 | 1100- 1300 | ||||||
Овсюг | 10- 15.6 | 1.2- 3,2 | 1.4- 3.0 | 17,5 | 800- 1100 |
Приложение 3
Таблица 6.3– Удельная нагрузка триерной поверхности
Очищаемая культура | Удельная нагрузка q, кг/(м2 ч) | |
поверхности цилиндрических триеров | поверхности дисков в дисковых триерах | |
Пшеница от коротких примесей (куколя и др.) | 750 — 850 | 800 — 900 |
Пшеница от длинных примесей (овсюга и др.) | 550 — 650 | 600 — 700 |
Овес от коротких примесей (куколя, вики и др.) | 650 — 700 | — |
Гречиха от коротких или длинных примесей (овса. ржи. вики и др.) | 650 — 750 | — |
Разделение продуктов шелушения овса | 500 — 600 | 450 — 550 |
Отбор ломаных зерен из обработанного риса | 700 — 750 | — |
Контроль отходов куколеотборннков | — | |
Контроль отходов овсюгоотборннков |
Приложение 4
Таблица 6.4– Рекомендованные диаметры ячеек цилиндрического триера
Культура | Пшеница | Рожь | Ячмень | Овес | Рис | Рис-сечка |
Диаметр, d, мм | 5,0 | 6.0 | 6.3 | 8.5 | 6.0 | 3,0 — 3,5 |
Приложение 5
Таблица 6.5– Толщина листовой стали для цилиндрического триера
Диаметры ячеек, d, мм | 1.6; 1.8; 2.0 | 2.2; 2.5; 2,8 | 3.15; 3,5; 4.0; 4.5; 5.0 | 5.6; 6.3; 7,1 | 8.0: 8.5; 9.0; 9.5 | 10.5;11.2; 11.8:12,5 |
Толщина листа, δ, мм | 0.9 | 1.1 | 1.5-1.6 | 2,0 | 2,2 | 2,5 |
Приложение 6
Таблица 6.6– Рекомендованные значения диаметров цилиндрического триера
Диаметр цилиндра, D, мм | ||||
Производительность, Q, кг/ч | до 1200 | 1000-2500 | 2500 — 3500 | 3500 -5000 |
Приложение 7
Таблица 6.7– Оптимальные значения ускорений вращения рабочих органов, aтр
Тип триера | Вид зерновых культур | |
Пшеница | овес | |
Цилиндрический | 3.5-6.0 | 4.0-6.0 |
Дисковый | 8.5-9.0 | 6.0-7.0 |
Приложение 8
Таблица 6.8– Значение углов трения зерна о триерную поверхность
Положение зерна | Овес | Пшеница | Куколь | |||
φmin | φmax | φmin | φmax | φmin | φmax | |
На гладкой поверхности цилиндра между ячеями | ||||||
В ячеях цилиндра | ||||||
Приложение 9
Таблица 6.9– Значения А и z в зависимости от диаметра ячеек
Ячейки | d | А | z |
Штампованные | 2.5 -12 | 4,30-105 | 1.80 |
Фрезерованные | 1.5-5.5 | 4.62-105 | 1.65 |
Фрезерованные | 6.0 -12 | 5.39-10° | 1.80 |
Приложение 10
Таблица 6.10– Технические данные двигателей серии АИР
(тип/асинхронная частота вращения, мин -1)
Мощность Рдв, кВт | Синхронная частота, мин -1 | |||
0,37 0,55 0,75 1,1 1,5 2,2 5,5 18,5 | — 63В2/2730 71А2/2820 71В2/2805 80А2/2850 80В2/2850 90L2/2850 100S2/2850 100L2/2850 112M2/2895 132M2/2910 160S2/2910 (1) 160M2/2910 (1) 180S2/2919 (1) 180M2/2925 (1) | — 71A4/1357 71B4/1350 80A4/1395 80B4/1395 90L4/1395 100S4/1410 100L4/1410 112M4/1432 132S4/1440 132M4/1447 160S4/1455 (2) 160M4/1455(2) 180S4/1462(3) 180M4/1470(1) | 71A6/915 71B6/915 80A6/920 80B6/920 90L6/925 100L6/945 112MA6/950 112MB6/950 132S6/960 132M6/960 160S6/970 (4) 160M6/970(5) 180M6/980(3) — — | — 80В8/700 90LA8/695 90LB8/695 100L8/702 112MA8/709 112MB8/709 132S8/716 132M8/712 160S8/727 (3) 160M8/727 (3) 180M8/731 (3) — — — |
Примечания: 1. Отношение максимального вращающего момента к номинальному Тmax /Т = 2,2; для отмеченных (в скобках) 1) 2,7; 2) 2,9; 3) 2,4; 4) 2,5; 5) 2,6. 2. Пример обозначения двигателя: Двигатель АИР100L2 ТУ 16-525.564-84. |
Практическая работа №7
§
Цель работы: приобретение навыков расчета и проектирование прессовых шнеков.
Задание: рассчитать и спроектировать шнек, если известны: производительность шнекового устройства Q, кг/с; максимальное давление Рmах, МН/м2; коэффициент внутреннего трения продукта f; плотность продукта ρ, кг/м3.
Наружный диаметр шнека принимаем равным D, м, а шаг Н = 0,8D.
Предельный диаметр вала шнека по условию:
(7.1)
где f = tgφ – коэффициент трения (φ – угол трения).
Выбираем отношение диаметров шнека к диаметру вала шнека согласно рекомендации (а = 3), тогда диаметр вала шнека d, м принимаем равным:
d=D/a (7.2)
Угол подъема винтовых линий на внешней стороне шнека и у вала определяем по зависимостям:
; (7.3)
где Н – шаг витков шнека, м;
D и d – диаметры шнека и вала шнека, м.
Среднее значение угла подъема винтовых линий витка шнека определяем по уравнению:
(7.4)
Коэффициент отставания частиц материала в осевом направлении рассчитываем по формуле:
, (7.5)
где f = tgφ – коэффициент трения (φ – угол трения).
Определяем толщину витка шнека.
Изгибающий момент Mи, Н·м в витке шнека по внутреннему контуру, т. е. у вала рассчитываем по формуле:
(7.6)
Витки шнека будут изготовляться из стали 10, для которой допускаемое напряжение при изгибе можно принять равным допускаемому напряжению при растяжении, т. е. =1300∙105 Н/м2.
Тогда определяя толщину витка шнека δ, м из формулы (7.7), величину изгибающего момента подставляем в формулу по абсолютному значению:
(7.7)
Проверяем условия снижения проворачивания прессуемого материала.
Площадь внутренней, цилиндрической поверхности корпуса устройства Fк, м2 на длине одного шага определяем по выражению:
(7.8)
Площадь поверхности витка шнека Fш, м2 на длине одного шага определяем по условию (7.9), предварительно рассчитав развертки винтовых линий по формулам (7.10), (7.11):
, (7.9)
где l и L – развертки винтовых линий, соответствующие диаметрам вала и шнека, м.
; (7.10)
. (7.11)
Необходимо на внутренней поверхности корпуса выполнить продольные канавки глубиной 1 мм, для лучшей работы шнекового устройства.
Крутящий момент на валу шнека Мкр (Н∙м) определяем по формуле (7.12),учитывая, что наиболее нагруженными являются 2-4 последних витка шнека:
, (7.12)
Осевое усилие S (Н) вычисляем по формуле:
, (7.13)
где k – число рабочих шагов шнека, k=2;
pmax – максимальное давление прессования, МН/м.
Нормальное и касательное напряжения вала (Н/м2) рассчитываем по формулам:
, (7.14)
, (7.15)
где F – площадь поперечного сечения вала шнека, м2; F=πd2/4.
Wp – полярный момент сопротивления поперечного сечения вала шнека, м3; Wp=πd3/16.
Эквивалентное напряжение (Н/м2) определяем по формуле:
. (7.16)
Принимая коэффициент заполнения равным единице, из формулы (7.17) определяем частоту вращения вала шнека:
, (7.17)
где δ – толщина витка шнека в осевом направлении по наружному диаметру, м;
ρ – плотность материала, кг/м3;
ψ – коэффициент заполнения межвиткового пространства, ψ=1;
ω – угловая скорость вращения шнека, с-1;
kо – коэффициент отставания частиц материала в осевом направлении.
И далее находим n, мин-1
(7.18)
Таким образом, определены основные геометрические и кинематические параметры шнекового устройства.
Рис.7.1 – к определению параметров шнека
Теперь определим размеры колец-заготовок витков шнека и их число, в случае, если применяется сварной вариант изготовления шнека. При больших давлениях прессования чаще применяется изготовление целикового шнека из круга механической обработкой.
Принимаем длину шнека Lш, равную шести шагам (в зависимости от технологических условий прессования) Lш = nш∙H
Здесь nш – количество шагов шнека.
Ширину витков определяем по формуле:
; (7.19)
Угол выреза в кольце-заготовке определяем по формуле:
. (7.20)
Диаметры кольца-заготовки (м) определяем по формулам:
(7.21)
При изготовлении кольца-заготовки без углового выреза оно расположится на длине шнека, определяемой по формуле:
. (7.22)
Количество колец-заготовок (шт.) без углового выреза равно
z = (7.23)
Мощность на валу шнека N (кВт) определяем по формуле:
, (7.24)
где P – давление прессования, МПа;
R = D/2 – наружный радиус шнека, м;
R1 = d/2 – радиус вала шнека, м;
n – частота вращения шнека, мин-1.
Для обеспечения вращения шнека с частотой n, мин -1 разработаем кинематическую схему привода. Кинематическая схема представлена на рис7.2.
В качестве электродвигателя применяем электродвигатель с частотой вращения nдв = 1000 мин -1.
Тогда общее передаточное число привода i определяем по формуле:
. (7.25)
Рис. 7.2. – Кинематическая схема шнекового устройства: 1 – шнек;
2 – муфта; 3 – редуктор; 4 — ременная передача; 5 – электродвигатель
Для рассчитанного передаточного отношения необходимо установить редуктор и ременную передачу, которая позволит поддерживать точную частоту вращения шнека.
Общее передаточное число i в нашем случае состоит из произведения передаточного числа редуктора iред и передаточного числа ременной передачи iр.п. и представлено формулой:
. (7.26)
В качестве редуктора применяем цилиндрический двухступенчатый редуктор типа Ц2У с передаточным отношением
iред = 40, тогда передаточное число ременной передачи iр.п. определяем из формулы (7.26)
.
Ременная передача рассчитывается по стандартной методике, представленной в курсе «Детали машин».
Общий коэффициент полезного действия можно определить по формуле :
, (7.27)
где ηред – КПД редуктора; ηред = 0,92;
ηр.п. – КПД ременной передачи; ηр.п. = 0,95.
Установленную мощность привода Nпр (кВт) определяем по формуле:
. (7.28)
Выбираем для привода шнека по приложению 2 электродвигатель с Nэ.д., кВт, n э.д., мин -1.
По передаточному отношению и крутящему моменту на тихоходном валу редуктора выбираем редуктор. Мощность на тихоходном валу редуктора (Вт) определяем по формуле:
(7.29)
Крутящий момент Мкр (H∙м) определяем по формуле:
, (7.30)
где Nред – мощность на тихоходном валу редуктора, Вт;
ω – угловая скорость тихоходного вала редуктора, которая равна угловой скорости шнека, с-1.
Отсюда крутящий момент равен:
Порядок оформления отчета. Отчет о расчетно-практической работе оформляется в соответствии с требованиями, изложенными в [10], и включает в себя следующие разделы:
– цель работы;
– расчетную часть, в которой приводится расчет шнека согласно предлагаемому варианту (Прил. 1);
– графическую часть, в которой даются схема шнека и кинематическая схема шнекового устройства с указанием рассчитанных параметров передач.
Приложение 1
Таблица 7.1 – Исходные данные для расчета
Номер варианта | Производительность Q, кг/с | Максимальное давление на выходе pmax, МН/м2 | Коэффициент внутреннего трения продукта f | Плотность продукта ρ, кг/м3 | Наружный диаметр шнека D, м |
0,15 | 0,5 | 0,35 | 0,14 | ||
0,12 | 0,4 | 0,4 | 0,15 | ||
0,10 | 0,3 | 0,45 | 0,16 | ||
0,08 | 0,2 | 0,5 | 0,17 | ||
0,10 | 0,2 | 0,5 | 0,18 | ||
0,12 | 0,3 | 0,45 | 0,19 | ||
0,15 | 0,4 | 0,4 | 0,20 | ||
0,18 | 0,4 | 0,45 | 0,14 | ||
0,20 | 0,3 | 0,4 | 0,15 | ||
0,22 | 0,2 | 0,35 | 0,16 | ||
0,20 | 0,3 | 0,4 | 0,17 | ||
0,18 | 0,4 | 0,45 | 0,18 | ||
0,15 | 0,4 | 0,5 | 0,19 | ||
0,12 | 0,5 | 0,5 | 0,20 | ||
0,10 | 0,5 | 0,45 | 0,21 |
Приложение 2
Таблица 7.2 – Технические данные двигателей серии АИР
(тип/асинхронная частота вращения, мин -1)
Мощность Рдв, кВт | Синхронная частота, мин -1 | |||
0,37 0,55 0,75 1,1 1,5 2,2 5,5 18,5 | — 63В2/2730 71А2/2820 71В2/2805 80А2/2850 80В2/2850 90L2/2850 100S2/2850 100L2/2850 112M2/2895 132M2/2910 160S2/2910 (1) 160M2/2910 (1) 180S2/2919 (1) 180M2/2925 (1) | — 71A4/1357 71B4/1350 80A4/1395 80B4/1395 90L4/1395 100S4/1410 100L4/1410 112M4/1432 132S4/1440 132M4/1447 160S4/1455 (2) 160M4/1455(2) 180S4/1462(3) 180M4/1470(1) | 71A6/915 71B6/915 80A6/920 80B6/920 90L6/925 100L6/945 112MA6/950 112MB6/950 132S6/960 132M6/960 160S6/970 (4) 160M6/970(5) 180M6/980(3) — — | — 80В8/700 90LA8/695 90LB8/695 100L8/702 112MA8/709 112MB8/709 132S8/716 132M8/712 160S8/727 (3) 160M8/727 (3) 180M8/731 (3) — — — |
Практическая работа №8
§
Цель работы: приобретение навыков расчета и проектирования тестоделителя.
Задание: рассчитать и спроектировать тестоделитель, если известны: мощность электродвигателя Nдв, кВт; частота вращения электродвигателя nдв, мин-1; передаточное отношение редуктора u, параметры вариатора.
Кинематическая схема машины представлена на рис. 8.1.
Рис.8.1 – Кинематическая схема тестоделителя
Сначала определяем передаточные числа элементов привода. Передаточное число вариатора рассчитывается по формуле
(8.1)
где D1 – диаметр ведущего шкива, мм;
D2 – диаметр ведомого шкива, мм;
Передаточное отношение зубчатых передач определяются по формуле
(8.2)
где zi – количество зубьев шестерни;
zi 1 – количество зубьев колеса.
Определяем угловые скорости на валах. Значение угловой скорости на валу электродвигателя определяем по формуле
(8.3)
Угловые скорости на остальных валах определяем следующим образом, то есть, как отношение угловой скорости на предыдущем валу к передаточному отношению данной передачи.
(8.4)
Мощности на валах тестоделителя, Вт рассчитываются с учетом коэффициента полезного действия (КПД) различных передач – вариатора, редуктора, зубчатой пары и потерь на трение в подшипниковой паре по формуле
(8.5)
Для подстановки в данную формулу значений КПД используются: КПД вариатора hв=0,97, КПД редуктора hр=0,982=0,96, КПД зубчатой пары h=0,98, потери на трение в подшипниковой паре hо=0,99.
Крутящий момент на валах, Н·м определяем по формуле
(8.6)
Для определения частоты вращения основных валов привода тестоделителя необходимо рассчитать общие передаточные числа этих валов.
Общее передаточное число вала транспортера
(8.7)
Общее передаточное число главного вала с лопастями и вала делительной головки
(8.8)
Общее передаточное число вала сбрасывателя
(8.9)
Частота вращения основных валов определяется как отношение частоты вращения вала электродвигателя к общему передаточному числу данного вала.
Частота вращения вала транспортера, мин-1
(8.10)
Частота вращения главного вала с лопастями и делительной головки, мин-1
(8.11)
Частота вращения вала сбрасывателя, мин-1
(8.12)
Порядок оформления отчета. Отчет о расчетно-практической работе оформляется в соответствии с требованиями, изложенными в [10], и включает в себя следующие разделы:
– цель работы;
– расчетную часть, в которой приводится расчет тестоделителя согласно предлагаемому варианту (Прил. 1);
– графическую часть, в которой даются кинематическая схема тестоделителя.
Приложение 1
Таблица 8.1– Исходные данные для расчета
Номер варианта | Мощность электродвигателя Nдв, кВт | Частота вращения электродвигателя nдв, мин-1 | Передаточное отношение редуктора u | Диаметр ведущего шкива D1, мм | Диаметр ведомого шкива D2, мм |
1,5 | |||||
2,2 | |||||
31,5 | |||||
35,5 | |||||
5,5 | |||||
1,5 | |||||
2,2 | |||||
31,5 | |||||
5,5 | 35,5 | ||||
1,5 | |||||
2,2 | |||||
5,5 | 31,5 |
Рекомендуемая литература
1. Борискин, М. А. Оборудование комбикормовых заводов [Текст] /М. А. Борискин. – М.: Агропромиздат, 2006. – 175 с.
2. Драгилев, А. И. Технологическое оборудование кондитерского производства [Текст] : учеб. пособие для студ. вузов, обуч. по спец. 260202, 260200, 260600, 260100 (гриф Пр.) / А. И. Драгилев, Ф. М. Хамидулин. — СПб. : Троицкий Мост, 2022. — 360 с.
3. Кретов, И. Т. Инженерные расчеты технологического оборудования предприятий бродильной промышленности [Текст] / И. Т. Кретов, С. Т. Антипов, С. В. Шахов. – М.: КолосС, 2004. – 391 с.
4. Машины и аппараты пищевых производств [Текст] : в 3-х кн. / С. Т. Антипов, И. Т. Кретов, А. Н. Остриков, В. А. Панфилов, О.А. Ураков – М.: Колос С, 2004.- 2032 с.
5. Машины и аппараты пищевых производств [Текст] : учебник для студ. вузов (гриф МО). В 3 кн. Кн. 1 / С. Т. Антипов [и др.]; под ред. В. А. Панфилова. — 2-е изд., перераб. и доп. — М. : КолосС, 2004. — 610 с.
6. Машины и аппараты пищевых производств [Текст] : учебник для студ. вузов (гриф МО). В 3 кн. Кн. 1 / С. Т. Антипов [и др.]; под ред. В. А. Панфилова. — 2-е изд., перераб. и доп. — М. : КолосС, 2004. — 847 с.
7. Машины и аппараты пищевых производств [Текст] : учебник для студ. вузов (гриф МО). В 3 кн. Кн. 1 / С. Т. Антипов [и др.]; под ред. В. А. Панфилова. — 2-е изд., перераб. и доп. — М. : КолосС, 2004. — 551 с.
8. Основы проектирования и расчет технологического оборудования пищевых предприятий: учеб. пособие / Г.И. Старшов, С.Н. Никоноров, А.И. Никитин. Саратов: Сарат. гос. техн. ун-т, 2008. – 187 с.
9. Проектирование, конструирование и расчет техники пищевых технологий. Учеб. для вузов/ С.Т. Антипов, А.М. Васильев, С.И. Дворецкий и др.; Под ред. акад. РАСХН В.А. Панфилова. – СПб.: Издательство «Лань», 2022. — 912 с.
Оглавление
Стр. | |
ПРЕДИСЛОВИЕ……………………………….. | |
РПР № 1 ПРОЕКТИРОВАНИЕ И РАСЧЕТ ОБЪЕМНОГО БАРАБАННОГО ДОЗАТОРА.. | |
РПР № 2 ПРОЕКТИРОВАНИЕ И РАСЧЕТ ШНЕКОВОГО СМЕСИТЕЛЯ ……………….. | |
РПР № 3 ПРОЕКТИРОВАНИЕ И РАСЧЕТ ВАЛЬЦОВОГО СТАНКА…………………….. | |
РПР № 4 ПРОЕКТИРОВАНИЕ И РАСЧЕТ МОЛОТКОВОЙ ДРОБИЛКИ ……………….. | |
РПР № 5 ПРОЕКТИРОВАНИЕ И РАСЧЕТ БАРАБАННОГО СМЕСИТЕЛЯ……………… | |
РПР № 6. ПРОЕКТИРОВАНИЕ И РАСЧЕТ ЦИЛИНДРИЧЕСКОГО ТРИЕРА ……………. | |
РПР №7. ПРОЕКТИРОВАНИЕ И РАСЧЕТ ПРЕССОВЫХ ШНЕКОВ……………………… | |
РПР №8. ПРОЕКТИРОВАНИЕ И РАСЧЕТ ТЕСТОДЕЛИТЕЛЯ………………………………. | |
Рекомендуемая литература…………… |
Учебное издание
Практикум по курсу
«Основы проектирования»
Для обучающихся по направлению
15.03.02 – «Технологические машины и оборудование» и
специалистов, обучающихся по направлению
15.05.01 – «Проектирование технологических машин и
комплексов»
Дневной и заочной формы обучения
Составитель МАРТЕХА Александр Николаевич
ПРИБЫТКОВ Алексей Викторович