Реферат: Системы технологий

КОНТРОЛЬНАЯРАБОТА

по курсу:«СИСТЕМЫ ТЕХНОЛОГИЙ»

Алчевск, 2009


СОДЕРЖАНИЕ

1         Назначение исвойства буровзрывных работ

2         Классификация иособенности способов погружения свай

3         Общие вопросысталеплавильного производства

4         Припуски намеханическую обработку

Задачи


1         Назначение и свойства буровзрывных работ

Буровзрывныеработы являются основным видом работ, применяемых для разрушения крепкихполезных ископаемых и пустых пород, как при подземном, так и при открытомспособе добычи.

Взависимости от поставленных задач к взрывным работам предъявляют следующиетребования: отрыв от массива породы или полезного ископаемого; раздроблениеоторванной от массива части на куски определенной крупности, удобные для погрузкии транспортирования в соответствии с принятыми средствами механизации; отбросотбитой породы в места, удобные для погрузки; оконтуривание (придание заданнойформы) сечения горных выработок при их проведении и пр.

Нашахтах взрывные работы осуществляются в основном шпуровым способом; при которомв забое пробуриваются скважины небольшой глубины (до 3—4 м) и небольшогодиаметра (32—75 мм), называемые шпурами. В шпурах помещают заряды взрывчатоговещества (ВВ) и взрывают их.

Частьшпура между его устьем и зарядом заполняется каким-либо инертным материалом, невоспламеняющимся от высокой температуры, развивающейся при взрыве (например,глиной, смешанной с песком). Процесс заполнения свободной от заряда части шпураинертным материалом носит название забойки, а материал, служащий для этого,—забоечного материала.

Привзрыве заряда вследствие чрезвычайно быстрого химического (взрывчатого)превращения вещества выделяется энергия и образуются сжатые газы, способныепроизводить механическую работу по отрыванию кусков породы от общего массива иее дроблению.

Технологиювзрывных работ шпуровым методом можно разбить на три последовательные операции:бурение шпуров, заряжание их и взрывание зарядов. Наилучший результат привзрывных работах может быть достигнут в тех случаях, когда глубина шпуров, ихчисло, расположение и величина заряда в отдельных шпурах выбраны правильно, а заряжаниеи взрывание проведено в соответствии с правилами ведения взрывных работ.Поэтому взрывные работы в каждом отдельном случае производятся по специальномупроекту, носящему название паспорта буровзрывных работ.

На шахтах, добывающихруду, и при открытых работах, кроме шпурового способа, применяют такжевзрывание зарядов в глубоких скважинах и минных камерах. Глубокие скважиныначинают внедрять также при разработке мощных угольных пластов.

2         Классификация и особенности способов погружения свай

сваи применяют для передачи нагрузкиот возводимых зданий или сооружений нижележащим слоям грунта или для уплотнениягрунта и увеличения его несущей способности как основания. Различают сваи,погружаемые в готовом виде и набивные (бетонные и грунтовые).

Применяют сваидеревянные, бетонные, железобетонные, стальные, грунтовые и комбинированные.

Для производства свайныхработ в современных условиях строительства широко используют различныестроительные машины и краны, молоты и сваевыдергиватели, вибропогружатели, компрессоры,лебедки, домкраты, наголовники и т. д.

Забивка свайосуществляется с помощью копровых установок (копров), смонтированных наразличном ходовом оборудовании: колесных тележках, спецшасси с пневмоколеснымходом, самоходных кранах и экскаваторах и другое. Рабочим оборудованием являютсясвайные молоты. Свайный молот со свайным наголовником навешивается на мачтукопра. Применяются вертикальные, наклонные и универсальные копры.Технологический процесс погружения свай забивкой состоит из следующих операций:установки копра; подтаскивания сваи к копру; подъема и установки сваи на местопогружения под молот; наведения, ориентирования и погружения сваи ударамимолота; перехода копра или перемещения оборудования к очередному меступогружения свай.

Технологический процессбезотходной забивки свай осуществляется в такой технологическойпоследовательности:

— с помощьювспомогательной лебедки в отверстие разрывного устройства устанавливают сваю,лебедкой опускают на верхнюю её часть наголовник с молотом и начинают погружатьсваю. После погружения модульная часть сваи наращивается следующей сваей.Состыкованные сваи погружают в грунт до необходимой отметки;

— недогруженная частьсваи зажимается двумя поясами разрывного устройства и отрывается;

— оторванная часть сваи,находящаяся в верхнем поясе разрывного устройства, ориентируется на ось забивкиследующей сваи перемещением копра или манипулированием мачтой;

— молотом сваю погружаютв грунт и процесс повторяется.

Вибропогружение свайпроизводится с помощью вибропогружателей с электроприводом. При вибрациисцепление частиц грунта и трение сваи о грунт уменьшаются и свая под действиемсобственного веса вибропогружателя погружается в грунт.

Безударное погружениеготовых свай осуществляется тремя способами: завинчиванием, вдавливанием игидроподмывом.

Винтовые сваи наиболеечасто используются для устройства фундаментов радиомачт и опор ЛЭП в качествеанкеров, т. е. в тех случаях, когда имеют место выдергивающие нагрузки.Винтовые сваи погружают в грунт завинчиванием с помощью кабестанов илиспециальных установок.

Статическое вдавливаниесвай осуществляется вдавливающим агрегатом на базе двух тракторов или системойгидравлических домкратов. Вибровдавливание производится за счет веса сваи,вибропогружателя и трактора, на котором смонтирована установка.

Суть погружения свайспособом гидроподмыва заключается в том, что под действием воды, направленнойпод напором к острию сваи из одной или нескольких труб, лобовое сопротивлениегрунта снижается.

3         Общие вопросы сталеплавильного производства

Стальюназывают деформируемый (ковкий) сплав железа с углеродом и другими примесями.Содержание углерода в стали обычно не превышает 1,3 %. Получение железа вчистом виде представляет собой трудоемкий идорогостоящий процесс.Механические свойства, в частности прочность, чистого железа ниже свойствсплавов железа. В чистом виде железо — материал дорогой, его используют дляспециальных целей. Обычно в технике и в быту используют сталь.

Годовоепроизводство стали, приходящееся на душу населения, в странах с развитойпромышленностью составляет 400—600 кг и более.

Железо вглубокой древности люди получали в примитивных горнах, в которые загружалижелезную руду и древесный уголь. В процессе развития металлургии возникдвухстадийный процесс производства стали. Такой процесс (вначале выплавкачугуна, а затем получение из чугуна низкоуглеродистого металла) оказался болеевыгодным. Был создан более совершенный способ получения железа — так называемый«кричный» процесс.

В конце XVIII—начале XIX вв. возник более экономичный пудлинговый процесс.Кричные горны на многих заводах стали заменять пудлинговыми печами — пламеннымиотражательными печами с отдельно расположенной топкой. В пудлинговые печизагружали чугунные чушки и расплавляли их. Под воздействием кислорода,содержащегося в печных газах, шлаке и материале футеровки печи, углерод чугунаокислялся. По мере уменьшения содержания углерода в металле возрасталатемпература его плавления, т. е. металл становился все более и болеетугоплавким (температура плавления низкоуглеродистого железа равна примерно1540, а чугуна — около 1100 °С). Поскольку температура в печи не превосходила1400— 1450 °С, обезуглероженный металл становился все более и более вязким.Сгущающийся сплав перемешивали, добиваясь однородности его состава, и затем«накатывали» из него куски — крицы массой 30—50 кг, которые вытаскивали из печии проковывали.

Один изсущественных недостатков и кричного, и пудлингового процессов заключается вневозможности получить плотную литую отливку из стали, так как и в кричныхгорнах, и в пудлинговых печах температура оказывалась недостаточной длярасплавления металла. Получаемые крицы представляли собой комья сварившихсямежду собой зерен металла. Окончательная сварка зерен происходила припоследующих нагревах и обработке металла давлением. Поэтому продукты кричного ипудлингового процессов в технической литературе часто объединяют одним термином— сварочное железо.

Наиболеедревним из всех существующих способов получения жидкой стали является тигельныйпроцесс, при использовании которого металл получают в результате расплавленияметаллической шихты в небольших (емкость 25—30 кг) сосудах — тиглях изогнеупорной массы. Тигельная сталь отличается исключительно высокимимеханическими свойствами. В Европе тигельный процесс начали применять в XIII в.

Но итигельный процесс имеет ряд существенных недостатков, обусловленных, вчастности, низкой производительностью труда при его применении, высокимитребованиями к чистоте исходных материалов, малой стойкостью тиглей (не болеетрех плавок), высоким расходом топлива.

Простойи дешевый способ получения литой стали в больших количествах продувкой жидкогочугуна воздухом был предложен в 1855г. английским механиком Генри Бессемером.Продувку чугуна вели в агрегате — конвертере с кислой футеровкой. Способполучил название конвертерного (бессемеровского).

В1878—1879 гг. англичанином Томасом был разработан вариант конвертерногопроцесса, при реализации которого футеровку конвертера изготовляют из доломита— материала, обладающего основными свойствами. Этот процесс получил названиетомасовского или основного конвертерного процесса.

В 1864 г. во Франции Эмиль и Пьер Мартены осуществили переплавку чугуна и железного лома в сталь врегенеративных пламенных печах. В этих печах стало возможным достигать высокойтемпературы, достаточной для расплавления стали, в результате использованиятепла отходящих газов для подогрева топлива и воздуха в так называемыхрегенераторах. Принцип регенерации тепла был разработан Сименсом. Поэтому вряде стран (в частности, в Германии) процесс называют «Сименс—Мартеновским». ВоФранции и в России он получил распространение, под названием мартеновского.

Вовторой половине XIX в. появилисьпредложения по использованию для плавки стали электрической энергии. В конце XIX—начале XX вв. в ряде стран были созданы и пущены в эксплуатациюэлектропечи, изготовленные в различных вариантах. Особенно бурными темпамиэлектросталеплавильное производство развивается в последние десятилетия.

Внастоящее время на земном шаре годовая выплавка стали составляет около 700 млн.т. Основными способами выплавки стали в настоящее время являются: конвертерный(>55 % от всей массы выплавляемой стали); мартеновский (^20 %) и в дуговыхэлектропечах (~25 %). Количество стали, выплавляемой высокопроизводительнымиспособами в кислородных конвертерах и крупных электропечах, непрерывновозрастает; соответственно доля стали, выплавляемой в мартеновских печах,постепенно уменьшается.

Помимотаких «массовых» способов существует ряд способов выплавки стали и сплавовболее дорогих и менее производительных, но обеспечивающих получение металлаочень высокого качества, с особыми свойствами: вакуумный дуговой переплав(ВДП), вакуумный индукционный переплав (ВИП), электрошлаковый переплав (ЭШП),переплав в электроннолучевых и плазменных печах.

Посколькув этих процессах осуществляют переплав стали, предварительно выплавленной в«обычном» агрегате (конвертере, мартеновской или электродуговой печи), такиепроцессы часто называют «переплавными». Сегодня общее производство сталипереплавными методами невелико (< 1 % от общей выплавки), однако роль этогометалла в техническом прогрессе значительна.

Впоследние годы существенное развитие получают новые методы обработки жидкой сталивне печи, вне агрегата (например, обработка металла в ковше или в специальносконструированном сосуде вакуумом, жидкими или порошкообразными шлаковымисмесями, продувкой инертными газами). Эти методы получили название внепечнойобработки или ковшевой металлургии. При этом печь или конвертер становятсяагрегатом, предназначенным для расплавления и предварительной обработки жидкогометалла, а окончательная доводка его и придание ему нужных качествосуществляются вне печи, в ковше или в особом агрегате ковшевого типа.

Требованияк качеству металла непрерывно растут, соответственно растет и масса металла,производимого этими новыми способами. Сегодня практически вся выплавляемаясталь дополнительно обрабатывается тем или иным способом вне печи, внеконвертера.


4.ПРИПУСКИ НА МЕХАНИЧЕСКУЮОБРАБОТКУ

Чертежисходной заготовки отличается от чертежа готовой детали, прежде всего тем, чтона всех обрабатываемых поверхностях предусматриваются припуски, соответственноизменяющие размеры, а иногда и форму заготовок. Форма отдельных поверхностейисходных заготовок определяется с учетом технологии получения заготовок/>, требующей в ряде случаевопределенных уклонов, радиусов закругления и т. п.

Общимприпуском на обработку называется слой материала, удаляемый с поверхностиисходной заготовки в процессе механической обработки с целью получения готовой детали.

Установлениеправильных размеров припусков на обработку является ответственнойтехнико-экономической задачей. Назначение чрезмерно больших припусков приводитк непроизводительным потерям материала, превращаемого в стружку; к увеличениютрудоемкости механической обработки; к повышению расхода режущего инструмента иэлектрической энергии; к увеличению потребности в оборудовании и рабочей силе.При этом затрудняется построение операций на настроенных станках, снижаетсяточность обработки в связи с увеличением упругих отжатий в технологическойсистеме и усложняется применение приспособлений.

Назначениенедостаточно больших припусков не обеспечивает удаления дефектных слоев материалаи достижения требуемой точности и шероховатости обрабатываемых поверхностей, атакже вызывает повышение требований к точности исходных заготовок и приводит ких удорожанию, затрудняет разметку и выверку положения заготовок на станках приобработке по методу пробных ходов и увеличивает опасность появления брака.

Операционныйприпуск — это слойматериала, удаляемый с заготовки при выполнении одной технологической операции (ГОСТ3.1109—82). Операционный припуск равняется сумме промежуточных припусков, т. е.припусков на отдельные переходы, входящие в данную операцию.

Следуетразличать следующие припуски:

 - минимальныйоперационный — разность наименьшего предельного размера до обработки инаибольшего предельного размера после обработки на данной операции;

 - максимальныйоперационный — разность наибольшего предельного размера до обработки инаименьшего предельного размера после обработки на данной операции.

Допуск припуска — эторазность между максимальным и минимальным значениями размера припуска.

Номинальный (расчетный)операционный припуск — разность номинальных размеровизделия до и после обработки на данной операции.

Всякоерасширение допусков для предыдущих операций неизбежно вызывает увеличениеприпуска на обработку для последующих, что обычно ведет к снижениюпроизводительности последних операций. И, наоборот, при уменьшении припуска наобработку для данной операции приходится соответственно повышать точность, а,следовательно, и стоимость предшествующей обработки.

/>В связи с этим при назначении операционныхприпусков и до
пусков должны быть решены следующие технико-экономические
задачи:

— операционный припуск должен быть не слишком большим, чтобы не удорожать даннойоперации снятием чрезмерно большого слоя металла, и не слишком малым, чтобы неудорожать предшествующей операции вследствие повышения ее точности;

— операционный допуск должен быть достаточно широким, чтобы облегчить выполнениеданной операции, и не слишком широким, чтобы не вызывать чрезмерного увеличенияприпуска для последующей операции и соответствующего ее удорожания.

Припускпо существу является компенсатором всех погрешностей предыдущей обработкизаготовки и погрешностей, связанных с выполнением данной технологическойоперации.

В условиях единичного исерийного производств обычных деталей средней точности для определения общих иоперационных припусков часто пользуются нормативными таблицами припусков,разработанными различными авторами на основе изучения обширного практическогоопыта промышленности и рекомендуемыми для некоторых средних условийпроизводства.


ЗАДАЧИ

Задача 1

Рассчитать запасышахтного поля, производственную мощность и срок службы шахты.

Дано:

размер шахтного поля попростиранию – 3100 м;

размер шахтного поля попадению – 2200 м;

угол падения – 30ОС;

мощность пластов угля:

m1 = 1,2 м;

m2 = 1,1 м;

m3 = 0,9 м;

m4 = 0,7 м;

m5 = 0,5 м;

зольность угля:

Am1 = 12 %;

Am2 = 13 %;

Am3 = 14 %;

Am4 = 11 %;

Am5 = 17 % ;

количество рабочих дней вмесяц nсут = 24 дней;

длина лавы 220 м;

среднесуточная скоростьпродвигания очистного забоя – 3,7 м / сут

Решение

Производственная мощность

/>

/>, м.

/>, м.

/>, Т/м2

Среднегодовоепродвижение:

/>24·12·3,7=1065,6

Коэффициент извлеченияугля из лав С=0,95-0,97

/>, Т/год

Запасы полезныхископаемых (Z):

/>, т.

/>

Срок службы шахты:

/> лет

Задача 2

Выбрать оптимальный типтранспортного средства для перевозки 1000 т песка на расстояние 200 км, при условии нормального движения.

Дано:

Таблица 5.1 — Краткаятехническая характеристика автосамосвалов

Наименование показателей Марка автосамосвала Лёгкие Тяжелые ГАЗ — 93 КАЗ — 600 КАЗ — 602 ЗИЛ — 555 МАЗ — 503 ЯАЗ — 218 БелАЗ — 540 Грузоподъемность Р, т.с. 2,25 3,5 3,6 4,5 7,0 10 27 Собственный вес автомобиля P2, т.с 1,25 1,5 1,5 2,0 3,0 4,0 10 Мощность двигателя Nэ, л.с 70 97 100 150 180 180 375 Наибольшая развиваемая скорость V, км/ч 70 70 65 80 70 45 55

Тип дороги: неровнаягрязная

Коэффициент сцепления сдорогой φ: 0,2

Основное удельноесопротивление движению ω0: 75 кгс/тс

Величина уклона дороги:     i1 = +0,007

                                                                              i2 = -0,003

i3 = -0,002

i4 = +0,001

i5 = -0,008

Решение

1 Определим число ходокдля каждого автомобиля

/>,

где М – массаперевозимого песка 1000 т.

Р – грузоподъемность, т

Тип а/м ГАЗ — 93 КАЗ — 600 КАЗ — 602 ЗИЛ — 555 МАЗ — 503 ЯАЗ — 218 БелАЗ — 540 Число ходок 444,44 285,714 277,778 222,222 142,857 100 37,037

2. Определяем время наперевозку груза для каждого из автомобилей

/>,

где l – длина пути 200 км;

V — наибольшая развиваемая скорость,км/ч

Тип а/м ГАЗ — 93 КАЗ — 600 КАЗ — 602 ЗИЛ — 555 МАЗ — 503 ЯАЗ — 218 БелАЗ — 540 Время на перевозку, ч 1269,84 816,32 854,7 555,55 408,16 444,44 134,68

Выбираем для перевозкиавтомобиль затрачивающий минимальное время – БелАЗ – 540.

3 Определяем условиянормального движения

КПД трансмиссии к ведущимосям η: 0,8

Сцепной вес Ксц = 0,68

/>

/>

/>

Рсц = Ксц·(Р+Р2) = 25,16

Рс = 1000·Рсц·φ =5032

Задача3

Определитьсуммарные потери напора продуктов горения от печи до шибера.

Исходныеданные: L1=1,1; L2=0,87; L3=2,6; L4=4,9; L5=5,6; L6=5,9;

L1-L6 — линейные размеры тракта, м;

количествопродуктов горения, Q=18387м3/ч;

плотностьдымовых газов (при t° 273 К идавлении 101,3 кН /м2), ρд.о = 1,23 кг/м3;

ширина ивысота рабочего пространства печи, Вп×Нп = 3,35×2,85м;

температурадыма в печи, Тдп = 1215 К;

температурадыма в вертикальных каналах, Тдвк = 1180 К;

падениетемпературы дыма в рекуператоре, ΔТР = 430 К;

размерыкамеры для установки рекуператора, Вр×Нр = 1,2×2,7м;

диаметртруб, d = 51 мм.

Решение

1.     Потери напора ввертикальных каналах:

hпв = hтр + h'мс + h"мс + hгеом., Н/м2;

где hтр, h'мс, h"мс, hгеом — потери на трение, на два местныхсопротивления (поворот на 90° и сужение потока), а также на преодолениегеометрического напора, Н/м2.

Скорость дыма в печи:

/>, м/с ,

где Н3 — толщина нагреваемых заготовок (принимаем равной 0,15 м);

3600 — количество секунд в часе.

/>, м/с

Скорость дыма в 3 вертикальных каналах:

/>, м/с

1.3.Приведенный диаметр каналов:

/>, м.

1.4.Потери от трения:

/>, Н/м2;

где λ — коэффициент трения (для кирпичныхканалов λ = 0,05).

/>, Н/м2

1.5.Потериот поворота:

/>, Н/м2

где ζ- коэффициент местного сопротивления (для вертикального поворота ζ = 2,0).

/>, Н/м2

1.6.Потери от сужения:

/>, Н/м2

где ζ- коэффициент местного сопротивления (для данного сужения потока ζ =0,43).

/>, Н/м2

1.7.Потери от преодоления геометрического напора:

/>, Н/м2;

где g — ускорение силы тяжести (g = 9,81 м/с2);

рв.о — плотность воздуха при нормальных условиях (рв.о = 1,29кг/м3);

Тв — температура атмосферного воздуха (Тв = 293 К).

/>, Н/м2.

2.     Потери напора вборове от печи до рекуператора:

hб = hбтр + h’’’мс, Н/м2,

где hбтр, h’’’мс — потери на трение, а также на местные сопротивления (повороты на 90° ввертикальной и горизонтальной плоскостях), Н/м2

2.1Площадь сечения борова:

/>, м2

где ωоБ– скорость движения дыма в борове (принимается, что ωоБ= 2,5 м/с).

2.2Высота борова:

/>, м ,

где Вб — ширина борова(принимается Вб = 1,0 м).

2.3Приведенный диаметр борова:

/>, м.

2.4.Падение температуры в борове:

ΔТБ= δt(L4 + L5)=2(4,9+5,6)= 21 К,

где δt = 2К (соответствует снижениютемпературы в борове по 2 К на каждом метре его длины).

2.5Температура дыма в борове перед рекуператором:

Тр= Т вкд — ΔТБ = 1180-21=1159 К

2.6Средняя температура дыма в борове:

Тбср= (Тдвк + Тр)/2= (1180+1159)/2=1169,5 К

2.7Потери от трения:

/>, Н/м2;

λ — коэффициент трения (для кирпичных каналов λ = 0,05);

/>, Н/м2

2.8Потери от поворотов:

/>, Н/м2

ζ — коэффициент местного сопротивления (для вертикального и горизонтальногоповоротов. в сумме ζ = 2,5).

/>, Н/м2

3 Потеринапора в рекуператоре:

hp = h'мсР + hpпуч + h"мсР, Н/м2,

где h'мсР, h"мсР и hpпуч — потери на два местныхсопротивления (расширение и сужение потока), а также на поперечное омываниешахматного пучка труб, Н/м2 .

3.1Температура дыма на выходе из рекуператора:

Тр'= Тр — ΔТР = 1159 – 430 = 729, К

3.2Средняя температура дыма в рекуператоре:

Трср= (Тр + Тр')/2 = (1159+729)/2 = 944, К

3.3Потери от расширения:

/>, Н/м2

где ζ- коэффициент местного сопротивления (для данного расширения потока ζ =0,16).

3.4Потери при поперечном омывании пучка труб:

/>, Н/м2,

где С — эмпирический коэффициент (С = 1,12);

m — число рядовтруб по глубине пучка (m =14);

присредней t° дыма в рекуператоре 944 К: Δh = 8,0 Н/м2 .

/>, Н/м2,

3.5Действительная скорость дыма в рекуператоре:

ωР= ωоР · ТРср / 273 =4·944/273=13,83, м/с ,

где ωоР= 4 м/с.

3.6Потери от сужения:

/>, Н/м2

где ζ- коэффициент местного сопротивления (для данного сужения потока ζ =0,26).

4 Потерина участке от рекуператора до шибера:

4.1Падение температуры на участке:

ΔТ’= δt’ · L6=1,5·5,9= 8,85 К,

где δt’ = 1,5 K (соответствует снижению t° в борове по 1,5 К на каждом метре его длины).

4.2Температура дыма в борове перед шибером:

Тш= Тр' — ΔT' =729-8,85 = 720,15, К

4.3Средняя температура дыма на участке:

Тср= (Тр' + Тш) / 2 = (729+720,15)/2=724,575, К .

/>, Н/м2;

5Суммарные потери напора:

hΣ=hпB + hб+ hp + hтр'= 44,98+47,61+18,71+2,25=113,55 Н/м2.

Задача4

Впорядке анализа точности обработки деталей по наружной цилиндрическойповерхности d 12 h 10 (-0,07) на автомате отработана партия деталей вколичестве 100 шт. и произведены замеры исследуемого размера. Детали этойпартии отработаны при одной настройке станка без смены и переналадкиинструмента, Конструируемый размер измеряли микрометром группами с интерваламив 0, 01 мм. Таких групп 11. Эти исходные данные приведены в таблице.

Необходимосопоставить проведенные исследования графически и определить, насколькополученная кривая распределения фактических размеров приближается ктеоретической кривой нормального распределения. Рассчитать данные, необходимыедля построения кривой нормального распределения.

Методамиматематической статистики следует определить: меру рассеивания, среднийарифметический размер, среднее квадратичное отклонение, вероятность брака впроцентах.

Решение

1.     Меру рассеиванияопределим по формуле :

Мр=dmax<sub/>- dmin =12,02-11,91=0,11 мм

Допускразмера детали равен 0,07. Мера рассеивания превышает допуск, и следовательнопри обработке имеет место брак. Определим среднее арифметическое значениеразмера каждой измеряемой группы. Результаты этого расчёта приведены в табл. 1.

Таблица1

Исходные данные Расчётные данные № размерной группы Интервал размеров группы di, мм Число деталей в группе mi, шт Средний размер группы diсргр, мм Произведение граф 3 и 4 Отклонение среднего размера группы от среднеарифметического размера diсргр- dср, мм

Квадратичное отклонение среднего размера группы

(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

Определимсреднеарифметический размер деталей как:

dср=Σ diсргр · mi/ Σ mi = 1210,075/100 = 12,10

Определимсреднее квадратичное отклонение:

/>

2.     Построение кривыхраспределения

/>

3.     Определениевероятности брак

Таблица 2

Вид брака

Определение zi

Определение Фi

Определение возможного брака, % исправимый

z1=(des-dcp)/σ=(12-12,1)/0,1216=0,82

0,291 20,9 неисправимый

z2=(dei-dcp)/σ=(11,93-12,1)/0,1216=1,39

0,4861 1,39

В итогегодных деталей 77,71 %, Исправимого брака 20,9%. Неисправимого брака 1,39%.

еще рефераты
Еще работы по промышленности, производству