Двухступенчатая валковая дробилка

 

 

Министерство образования и науки РФ

Государственное образовательное учреждение высшего профессионального образования

 

«КАЗАНСКИЙ ГОСУДАРСТВЕННЫЙ АРХИТЕКТУРНО-СТРОИТЕЛЬНЫЙ УНИВЕРСИТЕТ»

 

Кафедра: Дорожно-строительные машины

 

 

 

 

 

КУРСОВАЯ РАБОТА

Тема: «Двухступенчатая валковая дробилка».

 

 

 

 

                                                                             

 

    Выполнил: студент группы

                                                                                  3ДМ –01 Дурдиев Д.Д.

                                                                             Руководитель: Мухаметшина Р.М.

 

 

Казань 2016

                                               Содержание

 

Введение……………………………………………………………………………6

1. Типы дробилок......................................................................................................7

1. Расчет основных параметров  валковой дробилки…………..…………......…..7

   1.2 Расчет на прочность  деталей дробилки

   1.2 Расчет вала…………………………………………………………...............12

2. Экономическая часть

    2.1 Определение эксплуатационной  производительности……………….....17

    2.2 Определение удельных  капитальных вложений………………….…..….18

    2.3 Определение удельного  расхода энергоресурсов………………….….…19

    2.4 Определение себестоимости  машиносмены……………………………...20

    2.5 Определение себестоимости  продукции……………………………...…..22

    2.6 Годовой экономический  эффект от внедрения проектируемой               дробилки……………………………………………………………………......…23

3. Охрана труда и окружающей  среды……………………………………….…24

Заключение …………………………………………………………………….…26

Список Литературы…………………………………………........……………………….27

 

 

 

 

 

 

 

                                                 

 

 

 

                                   

   Введение

Цель работы: Изучение дробления горных пород с помощью дробилок, виды и расчет дробилок. В настоящее время в нашей стране выпускаются более 2000 наименования машин и оборудования, в том числе высокопроизводительные щековые, конусные, молотковые, и роторные дробилки.

От инженера – механика, как создателя современных строительных машин, механизмов, инструментов и другой продукции требуется знание рабочих процессов, конструкций и методов расчета машин и оборудования, что обеспечивает существенное улучшение комплексной механизации строительных и монтажных работ.

Двухступенчатые валковые дробилки применяют для среднего и мелкого дробления материалов в основном средней прочности на гладких и рифленых валках и мягких на зубчатых валках. По конструктивному исполнению валковые дробилки бывают одно, двух и четырех валковые. Валковые дробилки имеют небольшую производительность и неравномерный износ поверхности бандажей по длине валка.

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

 

Типы дробилок.

 

           Дробилки служат для измельчения каменных пород, руды и других полезных ископаемых. При дроблении преодолеваются внутренние силы сцепления каменного материала и образуются новые поверхности. Механическое дробление может осуществляться раздавливанием куска каменного материала, зажатого между двумя плитами, раскалыванием его острыми гранями сближающихся поверхностей, истиранием между двумя двигающимися параллельно друг другу поверхностями, а также изломом, при котором куски породы разрушаются изгибом и ударом, когда по расположенному на твердой подкладке куску камня ударяет рабочий орган машины. Обычно в дробилках сочетаются эти виды дробления. Обычно получение мелких фракций возможно лишь в результате применения двухступенчатого дробления, т. е. когда каменный материал пропускается через две дробилки. Дробление относится к числу наиболее дорогих производственных процессов, поэтому технологический процесс строится таким образом, чтобы не пропускать через дробилку лишний каменный материал. Это достигается предварительным отделением от него тех мелких фракций камня, которые уже не подлежат дроблению. По основным конструктивным схемам дробилки разделяются на следующие типы. Щековые, где камень дробится между двух плит, одна из которых неподвижна, а другая периодически приближается и отходит. При сближении происходит раздавливание каменного материала, а при отходе раздробленный камень проваливается в выходную Ш^ель1. Плиты имеют рифленую поверхность, ввиду чего раздавливание сочетается с изгибом. Иногда плиты не только сближаются, но и получают относительное параллельное перемещение. В этом случае каменный материал дополнительно еще истирается. Конусные, где дробление каменного материала происходит в пространстве между двумя конусами. Внешний конус неподвижен, внутренний — вращается. При этом он посажен на вал эксцентрично или совершает круговые маятникообразные (гирационные) движения. Здесь происходит непрерывное раздавливание каменного материала, а при рифленых конусах также и его излом.

Валковые, где раздавливание камня происходит при проходе его через зазор между вращающимися навстречу друг другу валками или между валком и корпусом дробилки. В случае рифленых валков одновременно с раздавливанием происходит также раскалывание камня. Ударного действия, где дробление камня происходит при Ударе о него молотков, как это имеет место в молотковых дробилках. В ударно-метательных дробилках, имеющих увеличенную камеру дробления, куски камня после удара о них молотков (билов) отбрасываются на колосниковую решетку или на отбойные плиты и рикошетируют от них. Конструкции дробилок. Щековые дробилки относятся к машинам периодического действия. По характеру движения качающейся щеки различают дробилки с простым и сложным качанием щеки. В случае дробилки с простым качанием щеки каждая точка последней движется по дуге окружности, описываемой вокруг оси. Здесь крутящий момент подводится к эксцентриковому валу. Подвешенный к этому валу шатун совершает качательные движения. При этом примыкающая к шатуну передняя распорная плита обеспечивает качательные движения подвижной щеки с укрепленной на ней дробящей плитой. При движении шатуна вверх упирающиеся в него концы распорных плит поднимаются, и подвижная щека сближается с неподвижной щекой, укрепленной на станине. При движении шатуна вниз плиты отходят друг от друга. При этом пружина оттяжного устройства возвращает щеку и не дает образоваться зазору между распорными плитами и шатуном с распорной щекой. Задняя распорная плита упирается в устройство, предназначенное для регулирования выходной щеки, а следовательно, и размера получаемого продукта. Регулировочное устройство обычно состоит из переднего клина и регулировочного клина, который может быть подтянут или опущен винтом. Регулирование выходной щели в больших пределах производится заменой распорных плит. С каждым нажимом подвижной щеки раздробленный камень опускается все ниже и наконец выпадает в выходную щель. При сближении плит (рабочий ход) преодолеваются весьма большие сопротивления, а отход плит друг от друга (холостой ход) происходит в условиях весьма малых сопротивлений. Поэтому большое внимание должно быть обращено на получение необходимой равномерности хода-Для достижения последней на эксцентриковом валу устанавливаются два тяжелых маховика. Отличительной особенностью дробилок со сложным качанием щеки служит различие траекторий точек подвижной щеки и шатуна. Здесь верхняя часть шатуна, на котором укреплена подвижная щека, посажена на эксцентриковый вал, а нижняя часть опирается на распорную плиту. Поэтому траектории точек шатуна, расположенных вблизи вала, приближаются к окружности, а точки, находящиеся вблизи распорной плиты, движутся по дуге окружности, описываемой, как из центра, из задней опорной точки распорной плиты. Промежуточные точки подвижной щеки движутся по овалам, которые по мере приближения к распорной плите становятся все более вытянутыми. Дробящая щека является неподвижной. Характер движения подвижной щеки создает своеобразные условия дробления, благодаря чему камень подвергается не только раздавливанию, но и истиранию. Поэтому эти дробилки предназначены для дробления нсабразивных горных пород с пределом прочности ниже 2500 кГ/см2, тогда как дробилки с простым качанием щеки могут дробить более прочные горные породы, в том числе и абразивные. В последнее время появились дробилки с’двумя подвижными щеками (рис. 121), которые эксцентрично подвешены на двух приводных валах и совершают сложные качания. Валы дробилок соединены друг с другом зубчатыми колесами, поэтому движения щек происходят симметрично. Здесь устранен основной недостаток дробилок со сложным качанием щеки — большой износ нижней части дробящей плиты подвижной щеки, который имеет место вследствие значительного перемещения ее относительно неподвижной щеки. При движении вниз щеки раскрываются и сообщают раздробленному материалу дополнительную скорость, что увеличивает производительность. В отличие от дробилок с одной подвижной щекой они представляют собой почти полностью уравновешенную систему. Дробящие плиты устраиваются рифлеными, что способствует более эффективному разрушению каменного материала за счет его изгиба. При дроблении очень прочных пород плиты выполняются гладкими во избежание возникновения больших боковых давлений. Дробящую поверхность плиты часто делают выпуклой, что способствует выходу наиболее ценного щебня — кубовидной формы. Щебень удлиненной формы (ле-щадка) зесьма нежелателен, так как приготовленные на нем бетоны обладают низкой прочностью. Плиты небольших дробилок, предназначенных Для дробления сравнительно слабых пород камня с пределом прочности до 800 кГ/см2, изготавливаются из отбеленного чугуна, а в остальных случаях материалом для их изготовления служит марганцовистая сталь с содержанием марганца 12—14%. Плиты изнашиваются в основном в нижней части, поэтому они изготавливаются с расчетом возможности их поворота верхней, неизношенной частью вниз. При попадании в дробилку недробимого предмета произойдет авария. Чтобы избежать поломки наиболее дорогих частей дробилки, например шатуна, устраиваются предохранительные детали, которые рассчитываются по уменьшенному на 30—40% запасу прочности. Предохранительные устройства должны быть расположены возможно ближе к месту возникновения усилий, т. е. подвижной щеке дробилки. Чаще всего предохранительной деталью служит распорная плита, которая разрушается после превышения определенного предела усилия.

 

 

2.1 Расчёт основных параметров

 

Конструктивные параметры.

Основными параметрами валковой дробилки являются: ширина выходной щели, угол захвата α, диаметр D, длины валков L, частоты их вращения n, и потребляемая мощность N.

 

Рисунок 1 - Схема для расчёта двухступенчатой валковой дробилки

Определяем ширину выходной щели а, м, из отношения:              

                                    a/d = 0,25,                                               (1.1.1)

где d – диаметр куска материала, d = 85 = 0,085 м [по заданию]

                                    

                                       (1.1.2)

 

Значение D находиться из треугольника ABC (Рис. 1):

                                

                               (1.1.3)

                                   

                                     (1.1.4)

где fн=tg(α/2) – коэффициент захвата сырья.                                     

Коэффициент fн трения для прочных пород принимают 0,3, при таких значениях угол α=16,7º, а отношение D/d:

                           

                               (1.1.5)

 

Наибольший диаметр загружаемого материала (d) задан 85 мм, поэтому диаметр вальцов равен:

D=d*17=85*17=1445 мм

Максимально допустимое значение частоты вращения валка (n) определяется условиями отбрасывания частиц материала центробежными силами:

                                                                                  (1.1.6)

ρ – плотность материала, для щебня от 1,4 до 3 г/см³

=1,34 об\с=80,4 об\мин

Для нахождения минимальных и максимальных значений частоты вращения валков воспользуемся формулами

                                                                                              (1.1.7)          

                                                                                           (1.1.8)

 

 

Длину валка L мм, находят из таблицы 1:

Таблица  1 - Техническая характеристика отечественных двухвалковых дробилок

 

		Валковые дробилки
Показатель		с гладкими валками					с рифленым   и гладким валками
Размер бандажа, мм:
диаметр	400	600	800	1000		1500	600
длина	250	400	500	550		600	400
Максимальная  крупность исходного материала, мм	20	30	40	50		75	60
Пределы        регулирования выходной щели, мм	2—12	2—14	4—16	4—18		4—20	10—30
Частота вращения  валком, об/мин	200	180	150	100		83	175
Окружная скорость валков, м/с	4,2	5,6	6,2	5,2		6,5	5,5
Мощность    электродвигателя кВт	2X4,5	2X7,5	28	40		55	20
Производительность,    м³/ч, не менее при выходной щели
минимальной	2,7	4,3	10,8	11,9		13,0	18
максимальной	16,2	30,2	43,0	53,5		65,0	54
Масса, т	2,2	3,4	12,5	15,9		32,4	3,33

 

Выбираем ближайшее значение L=600

Нагрузки в основных элементах.

 Усилия в деталях валковой  дробилки определяются нагрузкой, которая создается пружинами  предохранительного устройства. Эта нагрузка зависит от многих факторов и может быть вычислена лишь приближенно.

Предположим, что среднее суммарное усилие между валками при дроблении материала равно Рср (Н). Площадь, на которой будет действовать это усилие:

                                           

                                            (1.1.9)

где L - длина валков, м; l - длина дуги на участке измельчения материала, м,

l = Rα = Dα/2 (R - радиус  валка,  м;  α - угол дуги,  рад.).

При измельчении прочных материалов α = 16° 70'.

Тогда l = 0,143*D=0,143*1,445=0,21 м.

F=0.6*0,21=0.124 м²

Среднее суммарное усилие (Н) дробления

                              

                   (1.1.10)

где - предел прочности материала при сжатии, кг\см² ( =1200-1800 кг/см2); — коэффициент разрыхления материала, для прочных пород = 0,2-0,3.

1500*1240*20=37200000 Н=37,2 МН

Сила нажатия пружин подвижного валка должна обеспечивать указанные значения .

 

 

Производительность дробилки.

Производительность валковых дробилок можно вычислить, если представить процесс дробления как движение ленты материала шириной, равной длине L валка, и толщиной, равной ширине а выходной щели. Тогда за один оборот вала объем (м³) ленты материала, прошедший через выходную щель:

                                                                                             (1.1.11)   

Значит, при n (об/с) производительность (м³/с) дробилки будет:

                                                                                        (1.1.12)

Необходимо иметь в виду, что при дроблении материалов средней прочности пружины, поджимающие валки, несколько сжимаются и валки расходятся. При этом ширина выходной щели может существенно измениться, что нужно учитывать, особенно при мелком дроблении пород средней прочности на гладких вплотную сдвинутых валках, т. е. при d — 0. Значит Q = 0.

Фактически производительность не равна нулю, так как валки раздвигаются на ширину b, зависящую от фактических усилий дробления  и степени жесткости  предохранительных  пружин.  Тогда:

                                                                              (1.1.13)

На основании практических данных b = 0,25dk, т. е. в расчетах производитель-

ности ширину выходной щели е учетом деформации пружин принимают равной 1,25 dk. При dk = 0 фактическое значение b можно определить по средневзвешенному значению dCB готового продукта в каждом конкретном случае.

Так как обычно длина валка используется не полностью и материал выходит из дробилки в разрыхленном виде, а не плотной лентой, то в формулу учитывающий степень разрыхленности материала: принимают для прочных материалов μ = 0,2-0,3.

Часто в формулу вводят также плотность дробимого материала ρ (т/м3). Тогда окончательно производительность Q (т/с) валковой дробилки

                             

                      (1.1.14)

т/с=1,152 т\мин

Мощность двигателя.

Мощность двигателя Nдв валковой дробилки с учетом затрат мощности на преодоление всех сопротивлений при работе машины

                           Nдв = (N1+N2) / η,                                        (1.1.15)

где N1 – мощность, расходуемая на дробление с учетом трения материалов  о валок;

N2 – мощность расходуемая на трение подшипников;

η – КПД передачи, η = 0,90-0,95

Мощность двигателя N1 необходима для дробления (Вт):                                                                                   (1.1.16)

где λ – коэффициент, учитывающий одновременность раскалывания материалов, λ= 0,02

N1 = 2х3,14х0,8х80х106х0,5х0,33х0,4х0,02х0,45х0,85 = 41517 Вт

Мощность N2, необходимая на преодоление трения в подшипниках двух валков, Вт:

                            

                                      (1.1.17)

где dш – диаметр шейки вала, м;

       f1 – коэффициент трения качения, приведенный к валу, f1 = 0,001

      G – нагрузка на подшипники, Н.

                                                                                            (1.1.18)

где Q – сила тяжести валка, Н, Q = 25000Н

Вт

Nдв = (41517+3335,5)/0,95 = 47213 Вт = 47,2 кВт

 

 

 

 

1.2 Расчет на прочность деталей валковой дробилки

1.2.1 Расчет вала

Расчет вала выполняется на кручение

Определяем крутящий момент вала

                                         М = 7162(N/η)                                          (1.2.1)

где N – мощность на валу, л.с., N = 34,46 л.с. (по прототипу)

       η – число оборотов вала в минуту, η = 48об/м (по прототипу)

М = 7162(34,46/48) = 5141,7 Н*м

Определяем действующий на вал горизонтальные и вертикальные составляющие.

Находим окружное усилие соответствующее результирующее усилие: 

                                                    pрез = 2М/D                                           (1.2.2)

pрез = 2х5141,7/1,1 = 10270 Н

Находим проекции результирующего усилия на оси x и y.

                                                    Px = pрез соsα                                         (1.2.3)

Px = 10270х cos24o20' = 9367,4 Н

                                           Py = pрез sinα                                            (1.2.4)

Py =10270х sin24o20' = 4209,9 Н

Строим эпюры изгибающих моментов. Вал рассматриваем как балку на двух опорах:

а) нагрузка в горизонтальной плоскости

Находим опорные реакции

ΣMa = 0; Px 0,95-HВ1,9 = 0

HВ = Px0,95/1,9

HВ = 9,367х0,95/1,9 = 4,68 кН

ΣMa = 0; Px 0,95-HА1,9 = 0

                                        HА = Px0,95/1,9                                   (1.2.5)

HА = 9,367х0,95/1,9 = 4,68 кН

Проверка Σх = 0; HА + Px - HВ =0,

4,68-9,36+4,68 =0

0 = 0

Строим эпюру Мкг, кНм

ΣMк1г = Ha0,95;

ΣMк1г = 4,62х0,95 = 4,44 кНм

б) Нагрузка в вертикальной плоскости.

Находим опорные реакции

ΣMб = 0; Ra1,9 + Ру0,95 = 0

                                            Rа = -Ру0,95/1,9,                                    (1.2.6)

Rа = - 4,2 х 0,95/1,9 = -2,1 кН

ΣMa = 0; Rб1,9 + Ру0,95 = 0

Rб = 4,2 х 0,95/1,9 = 2,1 кН

Проверка Σу = 0; RA + Px - PВ =0,

-2.1+ 4.2-2.1 = 0

0 = 0

Строим эпюру Мхб, кНм

ΣМхб = RA0.95,

ΣМхб = 2,1 х 0,95 = 1,99 кНм

Рассчитываем диаметры ступенчатого вал:

                                  

                              (1.2.7)

где Мг – крутящий момент в горизонтальной плоскости,

Мг = 4,44кН;

Мб – крутящий момент в вертикальной плоскости,

Мб = 2,1кНм.

Сечение I-I: 

                                      

                                  (1.2.8)

Диаметр вала определяется по формуле:

                                            ,                                             (1.2.9)

 где [τ] – допускаемое напряжения, [τ] = 13,75 МПа [ по 2]

мм, принимаем 160мм

Сечение II –II:

мм.

Выполняем расчет вала на выносливость общий коэффициент запаса выносливости определяется:

                                                                             (1.2.10)

где nσ – коэффициент запаса усталостной прочности по нормальным 

напряжениям;

nτ – коэффициент запаса усталостной прочности по касательным напряжениям.

                                                                                             (1.2.11)

где σ 1 – нормальное напряжение, σ 1 = 550МПа;

      σmax – максимальное нормальное напряжение;

      Кσσ- - коэффициент концентратор напряжений.    

                                                                                 (1.2.12)

где Кσ – коэффициент концентратор, при σ = 800МПа, и σ = 1,8;                                                                                                                                              

       Еσ – масштабный фактор, Еσ =0,2;

       βσ – коэффициент качества обработки поверхности, βσ =0,85;

       βσ – коэффициент упрочнения частоты, βσ =1,5.

Кσσ=(1,8/0,8+1/0,85-1)1/1,5=1,62

                                         ,                                                  (1.2.13)

где Мn – результирующий крутящий момент, Мn =4,86кНм

Wx=ПD3/32                                                                                                (1.2.14)

Wx = 3.14 х 283/32 = 215.4см3

                                          

                               (1.2.15)

где τ–1 – касательное напряжение, τ = 400 МПа;

      - эффективный концентратор напряжения;

      τа, τс – касательные напряжения.

τа = τс = τmax/2.

φτ – характеристика циклов нагружения,  φτ = 0,06

                                                                                  (1.2.16)

где Кτ – коэффициент концентрации, Кτ = 1,7;

      Еτ – масштабный фактор, Еτ = 0,8;

      βτ – коэффициент качества обработки поверхности, βτ = 0,85.

                                               

                                          (1.2.17)

где Wр – геометрическая характеристика продольного сечения, см3.

                                               

                                        (1.2.18)

Определяем общий коэффициент запаса выносливости:

.

Необходимо выполнения условия для обеспечения прочности вала:

n > [n] = 1,35;

1,5 > 1,35. Условие выполняется.

Рисунок 2 – Схема для расчёта вала

2 Экономическая часть

В экономической части проекта определяются основные технико-экономические показатели проектируемой машины. По этим показателям производится технико-экономический анализ разработанной конструкции щековой дробилки. Исходные данные для расчета студент получает в процессе проектирования дробилки, а также выбирает дополнительно по соответствующим нормативным материалам.

 

2.1 Определение эксплуатационной производительности

Сметную сменную производительность, Псм, для новых машин рассчитывают по часовой технической производительности:

                                                                               (2.1.1)

где Пт – техническая производительность, Пт = 100,8м3/ч;

      tсм – число часов работы дробилки в смену, tсм = 8,2ч;

      kв – коэффициент перехода от часовой технической 

             производительности к эксплуатационной, kв = 0,6;

      kэ – Коэффициент перехода от эксплуатационной

                производительности к   сменной, kэ = 0,8.

Годовая эксплуатационная производительность определяется сменной производительностью и числом работы смен в году:

                                                                                          (2.1.2)

где zсм.г. – число смен работы дробилки в году с учетом выходных и  праздничных дней, продолжительности простоев на все виды  ремонтов и обслуживания.

                                                                                           (2.1.2)

где Ти.г. – число часов работы машины в году, Ти.г. = 2025ч.

2.2 Определение удельных капитальных вложений

 

Удельные капитальные вложения Ку на единицу продукции (на 1м3) определяют по расчетно-балансовой стоимости дробилки и ее годовой производительности:

                                                                                      (2.2.1)

 где К – расчетно-балансовая стоимость дробилки, К = 500000руб;

       zсм.г.оп – число смен работы дробилки на отдельной операции,

       zсм.г.оп =  247;

      zсм.г. – число смен работы дробилки в год на всех операциях,

      zсм.г. =  247.

 

2.3  Определение удельного  расхода энергоресурсов

Данный, показатель характеризует экономичность дробилки по различным видам энергоресурсов или расход энергии на заданный объем работ.

Удельный расход энергоресурсов определяется по формуле:

                                                                                               (2.3.1)

где Э – суммарный расход энергоресурсов дробилкой  в смену, кВт·ч.

                                                                                           (2.3.2)

где Nн – номинальная мощность двигателя,  Nн = 47,213кВт.

;

 

2.4 Определение себестоимости машино-смены

         Себестоимость машино-смены рассчитывают по формуле:

                                   Ссм = Сед + Сам + Собс +Сэн + Сто + Сосн,                (2.4.1)

где Сед – сменные единовременные затраты, руб/м-см;

       Сам – сменные затраты по амортизационным отчислениям,         

                 приходящиеся на 1  машино-смену, руб/м-см ;

     Собс – сменные затраты на обслуживающий персонал, руб/ м-см;

     Сэн – сменные энергетические затраты, руб/м-см ;

    Сто – сменные затраты на ТО и ТР машины, руб/м-см ;

    Сосн – сменные затраты на износ и ремонт сменной оснастки, руб/м-см.

Сменные единовременные затраты:

                                                           (2.4.2)

где Кзс – коэффициент, учитывающий заготовительно-складские расходы,

     Kзс =1,04 ;

      Cтр – стоимость транспортных расходов, Cтр = 5000руб;

      G – масса дробилки, G = 11т;

      Кпн – коэффициент, учитывающий плановые накопления

              на монтажных  работах, Кпн = 1,13;                  

      С – стоимость монтажа, С = 3500руб.

Сменные  затраты   на   амортизационные отчисления, приходящиеся на 1  машино-смену:

                                                                          (2.4.3)

где А – амортизационные отчисления на полное восстановление и 

             капитальный ремонт машины, руб.

                                                                                            (2.4.4)

где а – норма амортизационных отчислений,  а = 12%.

Сменные затраты на обслуживающий персонал Собс принимают в соответствии с числом и квалификацией персонала. Эти затраты определяют с учетом косвенных расходов (25 %) и премиальных надбавок в размере 12,5 %.

                                                                            (2.4.5)

где Зтч – часовая тарифная ставка, Зтч =22,95руб/ч.

Сменные энергетические затраты:

                                                                            (2.4.6)

где Nдв – номинальная мощность двигателя, кВт;

      Свсп – стоимость вспомогательных смазочных и обтирочных 

                 материалов (принимается 1,7 % от расчетно-балансовой 

                 стоимости машины), Свсп  = 8500руб.

.

Сменные затраты на техническое обслуживание и текущий ремонт можно принять 13% от расчетно-балансовой стоимости. Сменные затраты на износ и ремонт сменной оснастки можно принять 5 % от расчетно-балансовой стоимости машины.

Сто = 65000руб;

Сосн = 25000руб.

Ссм = 407,7+267+264,6+8508+55000+25000 = 99447,3руб.

 

.5 Определение себестоимости продукции

Себестоимость единицы продукции определяют по величине ее себестоимости и сменной производительности машины:

                                            Су = Ссм/Псм,                                      (2.5.1)

Су = 99447,3/396 = 251,1руб/м3.

 

2.6 Годовой экономический эффект от внедрения

проектируемой дробилки

 

Годовой экономический эффект от внедрения проектируемой машины определяется по формуле:

                                                          (2.6.1)

где Сун и Сус – себестоимость единицы продукции соответственно для 

                новой и сравниваемой машины, руб./м3,

Сун = 251,1руб.,      

Сус = 273,4руб.;

Ен – нормативный коэффициент эффективности капиталовложения, 

Ен = 0,15;

Кун и Кус – удельные капитальные вложения по новой и сравниваемой

 машинам , руб.-год/м3,  Кун = 5530руб.,

Кус = 6000руб.

 

3  Охрана труда и окружающей среды

Безопасная работа дробилок может быть обеспечена путем соблюдения требований нормативных документов по технике безопасности. Предприятие, эксплуатирующее дробилку, назначает ответственных за безопасное производство работ.

Перед началом работы необходимо проверить:

• отсутствие посторонних предметов на вращающихся элементах дробилки;
• наличие защитного кожуха на вращающихся частях механизмов и надежного его закрепления;
• электропроводку на наличие повреждений;
• отсутствие на дробящих частях посторонних предметов;
• отсутствие механических повреждений (трещин, сколов) на валах и дробящих элементах;
• наличия заземления;
• надежность крепления грузового патрубка к входному окну дробилки.

В конструкции дробилки должно быть предусмотрено предохранительное устройство отключения электродвигателя в случае заклинивания вращающихся элементов дробилки. Кнопка отключения должна быть обозначена красным цветом.

Запрещается:

• запускать дробилку при наличии посторонних предметов на дробящих элементах;
• загружать в дробилку материал с категорией прочности выше допустимой;
• до набора максимального числа оборотов дробилкой загружать дробимый материал;
• при работающей дробилке производить ремонтные работы;
• запускать дробилку во время проведения ремонтных работ и обслуживания;
• производить ремонт дробилки персоналом, не имеющим определенной категории допуска;
• запускать дробилку при обнаружении дефектов до их устранения.