А И. Б оганов

1/j еханическое
оборудование
ЦЕМЕНТНЫХ
ЗАВОДОВ
А. И. Б оганов

еханическое
оборудование
ЦЕМЕНТНЫХ

ЗАВОДОВ

Допущено Министерством высшего
и среднего специального образования РСФСР
в качестве учебного пособия для технических специальностей
химико-технологических высших учебных заведений и факультетов

МАШГИЗ

ГОСУДАРСТВЕННОЕ НАУЧНО-ТЕХНИЧЕСКОЕ ИЗДАТЕЛЬСТВО*
МАШИНОСТРОИТЕЛЬНОЙ ЛИТЕРАТУРЫ

Москва 1961 Свердловск
В книге описаны конструкции машин, применя-
емых в цементной промышленности,— современ-
ных вращающихся печей с различными теплооб-
менными устройствами, мельниц для помола мате-
риалов, дробилок и т. п.; приведены расчеты нх
главных узлов и деталей на прочность, уравнения
и опытные данные для определения основных
эксплуатационных показателей (производительно-
сти, режимов работы и расхода энергии); изло-
жены основные правила эксплуатации этих машин.

Книга обобщает опыт эксплуатации оборудо-
вания на отечественных н зарубежных цементных
заводах, содержит критический анализ сущест-
вующих конструкций машин и рекомендации по
нх совершенствованию. Книга предназначена в
качестве учебного пособия для студентов втузов,
а также может быть полезна конструкторам и ис-
следователям, занимающимся конструированием
и эксплуатацией оборудования цементных заводов.

Обсуждена и одобрена кафедрой
«Механическое оборудование силикатных производств»
Уральского политехнического института им. С. М. Кирова

Редакционная коллегия:

Б. В. Березин, Б. П. Волгин, В. М. Говорков,

Е. Л. Долганов, П. В. Левченко, С. Н. Ронжин,
Т. М. Сомова

УРАЛО-СИБИРСКОЕ ОТДЕЛЕНИЕ МАШГИЗА
ПРЕДИСЛОВИЕ

За истекшие 20 лет — с 1937 по 1957 г. — мировой выпуск
цемента возрос с 81,5 до 230 млн. тонн в год [1; 2]. Усиленное
развитие цементной промышленности наблюдается в большинст-
ве стран мира, однако ни в одной из них оно не осуществляется
такими быстрыми темпами, как в СССР. В 1959 г. отечествен-
ными заводами было произведено цемента 38,8 млн. тонн,
а в 1937 г. — только 5,7 млн. тонн.

По производству цемента СССР опережает все страны мира,
за исключением США, где в 1958 г. было выпущено цемента
52,5 млн. тонн [3]. Семилетним планом развития народного хо-
зяйства СССР намечено в 1965 г. довести производство цемента
до 75—81 млн. тонн.

Быстрый рост производства цемента невозможен без усиле-
ния механизации цементных заводов и создания для них нового,
высокопроизводительного оборудования.

По механизации цементной промышленности особенно много
сделано за последние два десятилетия. За этот короткий про-
межуток времени на цементных заводах внедрены длинные вра-
щающиеся печи с суточной производительностью до 1200 т
и изготовляются печи производительностью до 2000 т; внедрены
печи с конвейерными кальцинаторами, печи с циклонными теп-
лообменниками, мощные быстроходные молотковые дробилки
и длинные высокопроизводительные шаровые мельницы; созданы
новые конструкции холодильников колосникового типа; расши-
рена область применения пневматического транспортирования
материалов и усовершенствованы многие вспомогательные уста-
новки цементных заводов (пылеуловители, пневмомеханические
шламовые мешалки, питатели для шлама, грануляторы, фильт-
ры-испарители, уплотнительные приспособления и т. д.).

Особенностью развития отечественной цементной промышлен-
ности является насыщение ее оборудованием высокой производи-
тельности и усовершенствованных конструкций и усиление про-
изводственной базы для полного перехода на изготовление этого
оборудования отечественными машиностроительными заводами.

К изготовлению оборудования для цементной промышлен-
ности привлечены такие крупные машиностроительные заводы,
как Уралмашзавод, завод «Сибтяжмаш», Сызранский завод тя-
желого машиностроения. Созданы новые специализированные
машиностроительные заводы — Брянский и Ставропольский.

Основными научно-исследовательскими институтами, занима
Ющимися разработкой проектов реконструкции старых и построй-
ки новых цементных заводов и ведущими исследовательские
работы в области технологии цемента, являются Гипроцемент
и Южгипроцемент. Кроме того, созданы конструкторские бюро
при Уралмашзаводе и заводе «Сибтяжмаш», а также научно-ис-
'следовательский институт НИИЦЕММАШ для проектирования
новых видов машин для цементного производства и исследова-
ния конструктивных и производственных характеристик работа-
ющих машин.

По применению нового, современного оборудования отечест-
венная промышленность — одна из передовых в мире: у нас
работают вращающиеся печи длиной 170 At и изготовляются пе-
чи длиной 185 ж; находятся в эксплуатации трубные мельницы
размерами 3,2X15 и печи с циклонными теплообменниками;
проводится реконструкция печей устаревших типов и оснащение
их концентраторами шлама; автоматизируются процессы произ-
водства цемента и осуществляются другие работы.

Задачи, стоящие перед отечественной цементной промышлен-
ностью, не могут быть решены без дальнейшего повышения про-
изводительности механического оборудования и создания машин
Солее совершенных конструкций, без систематизации накоплен-
ного опыта и анализа недостатков конструирования и эксплуа-
тации машин, а также без подготовки высококвалифицирован-
ных кадров. Цель издания настоящего учебного пособия — обоб-
щить этот опыт и помочь в подготовке инженерно-технических
работников, которые будут заниматься проектированием, изго-
товлением, эксплуатацией и исследованием работы машин для
производства цемента.
ВВЕДЕНИЕ

Цемент —это важнейший строительный материал. В строи-
тельной практике он применяется уже около 150 лет. Круп-
ные научные открытия, послужившие основой создания новых
видов цемента и улучшения качества существующих, относятся
к последним четырем десятилетиям, причем большинство из
них принадлежит советским ученым.

Главные виды цемента, выпускающиеся в настоящее вре-
мя,— это портландцемент, шлакопортландцемент, пуццолановый
цемент. Основой всех этих видов цемента является клинкер, по-
лучаемый путем обжига в печах сырьевой массы. Обжиг может
осуществляться во вращающихся или в шахтных печах. Из-за
малой производительности шахтных печей обжиг цементного
сырья в этих печах производится редко.

При обжиге сырья во вращающихся печах клинкер получают
двумя способами: мокрым и сухим. При мокром способе сырье
поступает в печь в виде полужидкой массы — шлама —с содер-
жанием воды около 40% от общего объема массы. При сухом
способе сырьевые материалы, обычно предварительно подсушен-
ные, измельчаются и подаются на обжиг в виде сухой порошко-
образной массы.

На отечественных цементных заводах наибольшее распрост-
ранение получил мокрый способ производства цемента. Общая
технологическая схема производства цемента по этому способу
включает следующие процессы: 1) добычу сырья и доставку его
в сырьевой цех завода; 2) дробление и мокрый помол сырья;
3) корректирование сырьевой массы — доведение шлама до
заданного химического состава; 4) подготовку топлива для
обжига шлама; 5) обжиг шлама и получение полупродукта —
цементного клинкера; 6) помол клинкера и получение цемента.

Основными видами сырья для производства цемента являют-
ся известняк и глина. Доставка сырья в сырьевой цех осущест-
вляется различными транспортирующими установками (ленточ-
ные транспортеры, железнодорожный или автомобильный тран-
спорт, воздушноканатные дороги и т. п.). Известняк, поступив-
ший в сырьевой цех, измельчается в дробилках. Тип дробилки

и ее производительность определяются производительностью за-
вода и физическими свойствами сырья.

Для измельчения и перемешивания глины с водой использу-
ются валковые дробилки 3 и глиноболтушки 4. Дробление из-
вестняка на современных заводах осуществляется обычно в две
стадии. В дробилках 2 крупного, первичного дробления извест-
няк измельчается на куски размером до 200—300 мм, а затем
в дробилках 1 мелкого, вторичного дробления на куски размером
до 20—25 мм.

Мелкодробленый известняк, а также полужидкая смесь гли-
ны с водой направляются в шаровую мельницу 6 для дальнейше-
го, тонкого измельчения. В эту мельницу подается вода из рас-
чета, чтобы готовая сырьевая масса — шлам — имела влажность
36—40%. Готовый шлам центробежными насосами 5 транспор-
тируется для хранения в цилиндрические бассейны 7. Если шлам
нужно корректировать по химическому составу, его перекачива-
ют насосами из одного бассейна в другой.

Для хранения готового, откорректированного шлама исполь-
зуют горизонтальные бассейны 8 прямоугольной или цилиндри-
ческой формы. В этих бассейнах шлам перемешивается с по-
мощью мешалок пневмомеханического типа. Из горизонтальных
бассейнов шлам перекачивается в питательные устройства печи.
Питатели 9 обеспечивают равномерную, в определенных коли-
чествах, подачу шлама на обжиг.

При вращении печи 10 шлам под действием силы тяжести
перемещается к разгрузочному концу. Навстречу ему движется
поток горячих газов. После целого ряда физических и химиче-
ских превращений шлам поступает в зону спекания. Здесь при
температуре 1450—1550° происходит спекание шлама: из простой
механической смеси известняка и глины он превращается в но-
вый продукт — цементный клинкер.

Достигнув разгрузочного конца печи, клинкер попадает в хо-
лодильник 11. Охлажденный клинкер транспортирующими уст-
ройствами подается на клинкерный склад 21. На этом же складе
хранятся добавки (трепел, шлак, гипс и т. п.). Используя те или
иные добавки, можно получить различные виды цемента. Для
получения готового цемента клинкер вместе с добавками подают
в мельницы 20 тонкого помола. Загрузка бункеров мельниц осу-
ществляется грейферными кранами 22.

Для помола клинкера применяют трубные мельницы диамет-
ром до 3,2 м и длиной до 15 м. Во время работы внутреннюю
полость цементной мельницы необходимо вентилировать, чтобы
удалять водяные пары и снижать температуру выходящего це-
мента. Пылевоздушная смесь из мельницы поступает в фильтр 19,
в котором улавливается и осаждается тонкая цементная пыль.
вынесенная воздушным потоком при движении через внутрен-
нюю полость мельницы.

Готовый цемент обычно с помощью пневматических тран-
спортирующих устройств 18 из мельницы подается для хранения
в железобетонные емкости, называемые силосами. Из силосов
17 цемент поступает в упаковочные отделения, где специальные
машины 16 упаковывают его в бумажные мещки, или же специ-
альными пневматическими устройствами подается непосредствен-
но в железнодорожные вагоны.

В рассматриваемой схеме цементного завода вращающаяся
печь работает на пылевидном угольном топливе, поэтому в схе-
му включено углеподготовительное отделение. Обычно предва-
рительно измельченный уголь поступает в сушильные барабаны
15, где происходит его подсушка до влажности 6—8%. Из бара-
банов уголь подается для тонкого помола в мельницы 14. Здесь
он измельчается и одновременно подсушивается до влажности
около 2%. Размолотый уголь подается в сепаратор 13, где про-
исходит разделение его на фракции по крупности частиц. Гото-
вая мелкая угольная пыль из сепаратора поступает в бункер 12,
а крупные недомолотые частицы возвращаются в мельницу.

Кроме основного технологического оборудования, применяе-
мого в производстве цемента, цементные заводы снабжаются
различными вспомогательными установками и транспортирую-
щими устройствами. На каждом заводе имеются также насосные
станции, подающие веду для производственных и бытовых нужд,
и компрессорные станции для получения сжатого воздуха и по-
дачи его в произврдственные цехи.
Посвящается памяти дочери Наташи —
студентки Уральского политехнического
института

ГЛАВА I

ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ ДОБЫЧИ СЫРЬЯ

Известняк и глина, необходимые для производства цемента,
добываются открытым способом в карьерах, расположенных
обычно в непосредственной близости от заводов. Добыча сырья,
т. е. отделение его от основного горного массива и предвари-
тельное измельчение, производится с помощью взрывчатых ве-
ществ (ВВ) при твердых породах и с помощью экскаваторов
при мягких. Подготовка мест в горной породе для закладки в
них зарядов ВВ и взрывание зарядов образуют комплекс опе-
раций, называемых буровзрывными работами.

Куски разрушенной горной породы грузятся в вагоны или
вагонетки при помощи экскаваторов.

Если на известняке или глине, пригодных для изготовления
цемента, имеется наружный слой пустой породы, называемый
вскрышным слоем, то перед подготовкой их к погрузке вскрыш-
ной слой удаляют. Для этого применяют экскаваторы, бульдо-
зеры, тракторные и канатные скреперы и гидромеханические
установки.

1.	ПНЕВМАТИЧЕСКИЕ ПЕРФОРАТОРЫ

Для бурения шпуров в залежах известняка на карьерах це-
ментных заводов применяют ручные пневматические перфора-
торы весом 17—30 кг. Назначение пневматического перфора-
тора, или молотка, — производить удары по хвостовику бура.
При работе перфоратора (фиг. 1) порода разрушается от ударов
по ней бура 1—стальной штанги, обычно шестигранного сече-
ния, с узким сквозным отверстием, направленным вдоль оси.
Бур вставляется в перфоратор хвостовой частью 2. Рабочей ча-
сти бура — головке — придается форма долота.

В замкнутом цилиндрическом корпусе перфоратора имеется
поршень 6 с ударником 3. Поочередно через отверстия 4 и 7
во внутреннюю полость корпуса поступает сжатый воздух, кото-
рый с силой отбрасывает поршень вниз или вверх от его средне-
го положения. При движении поршня в направлении бура совер-
шается удар по его хвостовику, и происходит разрушение по-
роды. Через отверстия 5 отработанный воздух выбрасывается

наружу.

Г'ри конструировании перфораторов предусматриваются при-
способления для поворота бура на небольшой угол при каждом

ходе поршня, а также для продувания разбуриваемого шпура.
Оба эти процесса облегчают разрушение породы и повышают

производительность перфоратора. Очистка шпу-
ра от разрушенной породы может осуществлять-
ся также водой.

Наиболее ответственной частью перфоратора
является воздухораспределительное устройство
(на фиг. 1 не показано), которое может быть
клапанным или золотниковым. Сжатый воздух
подводится к перфоратору по гибкому шлангу,
присоединенному к нагнетательной магистрали
компрессора.

При работе ручных перфораторов расход
воздуха составляет 1,5—2,5 м^/мин [4]. Давление
воздуха должно быть не менее 5 ати. При

Фиг 1 Схема уменьшении давления производительность ггер-
ручного перфо- форатора резко снижается. При бурении породы
ратора. средней твердости и при давлении воздуха, рав-
ном 5 ати, скорость бурения перфоратором рав-
на приблизительно 150 мм/мин.

Из-за больших потерь воздуха в воздухоподводящей маги-
страли, шлангах и в самом перфораторе коэффициент полезного
действия фактически не превышает 12—15%.

2.	СТАНКИ УДАРНО-КАНАТНОГО БУРЕНИЯ

Станки ударно-канатного бурения предназначены для буре-
ния в горных массивах скважин диаметром до 300 мм и глу-
биной до 300 м. Рабочим инструментом этих станков является
буровой снаряд, который состоит из стальной цилиндрической
штанги, канатного замка, при помощи которого штанга соединя-
ется с канатом, и долота, вставленного в нижний конец штанги
и являющегося главной частью бурового снаряда.

При помощи специального механизма буровой снаряд при-
поднимается на некоторую высоту и затем сбрасывается вниз.
Производя удар долотом о породу, буровой снаряд постепенно
разрушает ее и углубляется в нее. Чтобы устранить возможность
повторных непроизводительных ударов лезвия долота в одно
и то же мес.то породы, буровой снаряд при каждом последую-
щем подъеме его поворачивается вручную на небольшой угол.
В образующуюся при бурении скважину периодически подлива-
ется вода. Шлам (вода со взвешенной в ней мелкоразрушенной
породой) время от времени вычерпывается специальным при-
способлением, которое называется желонкой.

Фиг. 2. Схема станка ударно-канатного бурения.

Наиболее распространен при бурении скважин станок БУ-2
«Уралец». Буровой снаряд 6 этого станка (фиг 2.) подвешен к
стальному канату 5, который переброшен через головной блок /,
закрепленный на верхнем конце мачты 3. Второй .конец каната
огибает оттяжной 14 и направляющий 16 блоки и жестко кре-
пится к барабану инструментальной лебедки 11. Эти блоки сво-
бодно закреплены на балансирной раме /5, которая при помо-
щи шатуна 13 шарнирно связана с шестерней 7.

Шестерня, шатун, балансирная рама и размещенные на ней
блоки образуют ударный механизм станка. При вращении шес-
терни, получающей свое движение от приводного электродвига-
теля 10 через ременную передачу, балансирная рама качается,
а ее оттяжной блок 14 совершает при этом возвратно-поступа-
тельное движение вверх и вниз по дуге окружности. При опу-
скании оттяжной блок, производя давление на канат, приподни-
мает буровой снаряд, а при движении вверх блок отрыва-
ется от каната. Вследствие этого поднятый в наивысшее поло-
жение буровой снаряд свободно падает. Из-за возрастания
скорости падающего снаряда и уменьшения скорости подъема
оттяжного блока канат «нагоняет» блок.

Для наиболее спокойной и производительной работы станка
необходимо, чтобы скорость движения его механизмов была со-
гласована с высотой подъема бурового снаряда: соприкоснове-
ние каната с оттяжным блоком должно происходить в тот мо-
мент, когда лезвие долота бурового снаряда придет в сопри-
косновение с разрушаемой породой. При таком условии даль-
нейшее движение бурового снаряда вниз происходит за счет
сжатия амортизатора (стальной пружины или нескольких слоев
резины), установленного между головным блоком и верхним
концом мачты и предназначенного для смягчения динамических
воздействий, вызываемых падающим буровым снарядом, на мач-
ту и механизмы станка.

Механизмы станка расположены на раме 8, которая имеет
гусеничный механизм передвижения. Перед работой под раму
станка для повышения его устойчивости подводятся дом-
краты 9.

Кроме основного каната, несущего буровой снаряд, станок
имеет также канат 4, перекинутый через блок 2 и своим концом
жестко соединенный с барабаном 12 желоночной лебедки.
К свободному концу этого каната подвешена желонка
(на фиг. 2 не показана). Вращение барабана 12 и подъем
желонки при очистке скважины от шлама производится от элек-
тродвигателя 10, который служит и для подъема бурового
снаряда. От этого же электродвигателя через систему передач,
оборудованных фрикционными муфтами (на фиг. 2 не пока-
заны), приводится в движение гусеничный механизм передви-
жения станка, когда станок необходимо передвинуть на другую
площадку карьера.
Кроме перечисленных механизмов, на раме станка располо-
жена ручная лебедка для подъема и опускания верхней части
мачты в горизонтальное положение при перемещении станка на
другое место работы и механизм для свертывания инструмента
(бурового снаряда).

Очистка скважины от шлама при работе станка производит-
ся через каждые 0,4—0,8 м при бурении крепких пород и через
каждые 1,5—2,0 м при бурении мягких пород.

Желонка представляет собой стальной стакан, открытый
сверху и имеющий клапан в нижней части. При опускании же-
лонки в скважину давлением шлама клапан приподнимается,
пропуская шлам во внутреннюю полость стакана, а при подъеме
желонки он опускается и закрывает нижнее отверстие стакана.

Практикой установлено, что станки ударно-канатного буре-
ния БУ-2 работают с наибольшей производительностью, если
их буровой снаряд делает 50—56 ударов в минуту.

На производительность станков всех конструкций большое
влияние оказывает качество стали, из которой изготовляются
долота буровых снарядов, и форма головок долот, выбираемая
в зависимости от физических свойств разбуриваемой горной
породы. Долота обычно изготовляются из специальной долот-
ной, инструментальной У7А и У8А и хромоникельмолибденовой
стали.

Среднюю скорость бурения станка можно определить
по уравнению

и—0,7-^^ см/мин,	(1)

где Q — вес бурового снаряда в кг',

h — высота подъема бурового снаряда в см;

п — число ударов в минуту;

а — удельный расход работы бурения на единицу теоретиче-
ского объема скважины в кг]см3;

d — диаметр скважины в см.

Средние значения величины а по данным П. П. Назарова [5]:
для пород ниже средней крепости (сланцы, мягкие известня-
ки и др.)—10 кг/см3, средней крепости (песчаники, крепкий
мергель, доломит и др.)— 14 кг)см3, выше средней крепости
(плотные железные руды, некрепкие кварциты) — 20 кг/см3, для
довольно крепких пород (магнезиты, мраморы, крепкие извест-
няки) — 27 кг)см3.

Мощность приводного электродвигателя для станков удар-
но-канатного бурения находится из уравнения
N=m- У Квт,	(2)

где т — коэффициент запаса мощности для осуществления более
сильных ударов, равный 1,3—1,5;

Q, п — имеют те же значения, что и в уравнении (1);

h — высота подъема бурового снаряда в м\

т] — к. п. д. приводного механизма, равный 0,8—0,9.

Характеристика станка БУ-2 «Уралец»

Глубина бурения в м .......... . до 300

Диаметр скважины в мм ................ до	300

Вес бурового снаряда в кг............ 550	— 1300

Мощность двигателя в кет .......	16,5

Скорость передвижения в км/час........... 0,9

Удельное давление на грунт в кг/см- ....	0,7

Вес станка в т.......................... 11,1

Габаритные размеры при поднятой мачте в м:

длина ... ... ..........	6,0

ширина...	.	  2,7

высота.............................. 12,0

Из других распространенных и наиболее мощных станков
ударно-канатного бурения можно назвать станок БС-1. Этот
станок весом 20,8 т имеет буровой снаряд весом до 2700 кг,
мощность установленного двигателя 75 кет.

3. ЭКСКАВАТОРЫ

Экскаваторы, широко применяемые в качестве землеройных
машин, разделяются на многоковшовые и на одноковшовые.
У многоковшовых экскаваторов рабочими деталями служат
стальные ковши емкостью от 8 л до 3 м3, которые жестко при-
креплены к двум параллельно расположенным бесконечным це-
пям, огибающим ведущие и ведомые звездочки. Двигаясь вместе
с цепями, ковши срезают слой породы и наполняются. При огиба-
нии цепью верхней, ведущей звездочки порода выпадает из ков-
шей на автомашину, платформу или транспортер. По принципу
действия многоковшовые экскаваторы являются непрерывно
действующими машинами и в зависимости от емкости ковшей
могут иметь очень большую производительность. Многоковшо-
вые экскаваторы работают только на сравнительно мягких и од-
нообразных по своей структуре породах и не пригодны для раз-
работки твердых скальных горных пород. В цементной промыш-
ленности многоковшовые экскаваторы не нашли применения.

Одноковшовые экскаваторы широко используются при раз-
работке карьеров глины и известняка, для складирования угля,
шлака и вспомогательных сырьевых материалов, для погрузки
сырьевых материалов в вагоны и вагонетки, в качестве грузо-
подъемных машин при ремонте и реконструкции оборудования,
для очистки цехов и заводских территорий, а также для рытья
котлованов и канав и для уборочных работ на строительных
площадках.

На фиг. 3 приведена схема экскаватора с прямой лопатой.
В таком исполнении одноковшовые экскаваторы используются

Фнг. 3. Схема экскаватора с прямой лопатой.

наиболее часто, особенно на карьерах. На подвижной платфор-
ме 1 экскаватора, которая через ролики опирается на зубчатый
венец 3, жестко закрепленный 1на раме с гусеничным механиз-
мом передвижения, размещены основные механизмы экскавато-
ра: подъемный и поворотный механизмы, .верхняя часть ходово-
го механизма и другие, а также приводные электродвигатели
и системы управления механизмами. С платформой шарнирно
соединена стрела 4. Верхний конец стрелы при помощи стально-
го каната 8 связан с лебедкой, также расположенной на пово-
ротной платформе экскаватора. При помощи этой лебедки
можно изменять угол наклона стрелы к горизонту. Обычно у эк-
скаваторов с прямой лопатой стрела наклонена к горизонту
под углом 45°. К стреле при помощи седел свободно подвешена
рукоять 5, к внешнему концу которой жестко прикреплен ковш
б, открытый сверху, а снизу имеющий днище, которое шарнирно
присоединено к кромке задней стенки ковша.

При помощи второго стального каната 7, который огибает
блок ковша и блок стрелы, ковш 'связан ic барабаном лебедки
подъемного механизма и может при вращении этого барабана
опускаться вниз или подниматься вверх вместе с внешним кон-
цом рукояти. К нижней стороне рукояти жестко прикреплена
стальная зубчатая рейка. Зубья этой рейки находятся в зацеп-
лении с ведущей Цилиндрической шестерней, являющейся
последним элементом напорного механизма экскаватора, кото-
рый помещен на его стреле (на фиг. 3 не показав). Ведущая
шестерня напорного механизма, вращаясь, выдвигает рукоять
вместе с ковшом к забою или удаляет ее от забое.

Ведущая шестерня 2 поворотного механизма, который рас-
положен на платформе и жестко соединен с ней, посажена
на вертикальный вал и сцеплена с 'неподвижным зубчатым вен-
цом 3. При вращении ведущей шестерни поворотная платформа
экскаватора со всеми находящимися на ' ней механизмами,
а также со стрелой и ковшом поворачивается вокруг централь-
ной вертикальной оси.

Рассмотрим порядок работы экскаватора с прямой лопатой
При освобождении машинистом тормоза барабана подъемной
лебедки ковш под действием собственного веса опускается. Сво-
бодно висящее днище ковша при этом прижимается к его ниж-
ним кромкам и, отжимая защелку, самозапирается. При вклю-
чении тормоза барабана подъемной лебедки опускание ковша
прекращается. После этого включается напорный механизм, ко-
торый выдвигает рукоять вперед до соприкосновения верхней
передней кромки ковша, снабженной зубьями, с породой. Затем
включается лебедка подъемного механизма.

Ковш, двигаясь вперед и одновременно поднимаясь вверх,
врезается в породу и наполняется. При обратном ходе напор-
ного механизма наполненный ковш удаляется от забоя. При
помощи поворотного механизма ковш вместе со стрелой и плат-
формой поворачивается и устанавливается над местом разгруз-
ки. Вручную или посредством специального механизма вытяги-
вается защелка, днище открывается, и материал, находящийся
в ковше, выпадает. Затем платформа экскаватора снова пово-
рачивается, ковш устанавливается над готовой к погрузке по-
родой, опускается и снова наполняется.

Операции, совершаемые в период от одного исходного рабо-
чего положения ковша до другого, составляют цикл работы
экскаватора. Чем короче рабочий цикл экскаватора тем выше
его производительность. Продолжительность рабочего цикла
экскаватора снижается при хорошей подготовке породы, при
исправном состоянии тормозных устройств и других вспомога-
тельных приспособлений, а также при высокой квалификации
машиниста. Продолжительность рабочего цикла мощных по
производительности и, следовательно, больших по размерам
и весу экскаваторов больше продолжительности рабочего цик-
ла экскаваторов малой производительности. Рабочим оборудо-
ванием экскаватора являются стрела, рукоять и ковш. Заменяя
одно рабочее оборудование другим, можно использовать экска-
ватор для выполнения разнообразных работ, в том числе для
работы в качестве обратной лопаты и драглайна.

Ковш обратной лопаты (фиг. 4, а) захватывает породу, дви-
гаясь сверху вниз. Экскаваторы с обратной лопатой приспособ-
лены для рытья котлованов и канав.

У обратной лопаты рукоять шарнирно связана с наружным
концом стрелы. При помощи подъемного каната /, который
жестко соединен с барабаном подъемной лебедки и переброшен
через блоки 2 и 4, наружный конец стрелы может опускаться

Фнг. 4. Схема экскаватора:
а — с обратной лопатой; б — драглайна.

и приподниматься, а при помощи тягового каната 3 можно под-
тягивать ковш к стреле.

Цикл работы экскаватора с обратной лопатой: а) тормоз
лебедки подъемного механизма освобождается — стрела вместе
с ковшом опускается до соприкосновения с породой; б) вклю-
чается тяговый механизм, вследствие этого ковш, подтягиваясь
к экскаватору, заполняется породой; в) при включенном
подъемном механизме стрела вместе с ковшом, заполненным
породой, поднимается; одновременно ковш еще ближе подтяги-
вается к стреле; г) экскаватор поворачивается и устанавлива-
ется над местом разгрузки породы; д) включается подъемный
механизм и одновременно освобождается тормоз тяговой лебед-
ки — ковш поворачивается, и порода из него выпадает; е) экска-
ватор поворачивается и устанавливается в исходное положение
для следующего цикла работы.

Стрела драглайна (фиг. 4, б) длиннее стрелы прямой
лопаты и расположена под меньшим углом к горизонту; она
так же, как и у прямой лопаты, неподвижна при работе машины.
Ковш подвешен на канате, переброшенном через головной
блок стрелы. Вторым канатом ковш присоединен к барабану
тяговой лебедки и может подтягиваться к платформе экскавато-
ра. Ковш открыт спереди и сверху. Передняя рабочая кромка
ковша снабжена зубьями.

2

А. И. Боганов
При работе драглайна включается барабан тяговой лебед-
ки, и ковш, свободно подвешенный (положение 4), подтяги-
вается к стреле. Лебедка отключается, и ее торм0 освобожда-
ется. Под действием собственного веса ковш /'отбрасывается
вдоль стрелы вперед. Чтобы увеличить длину /заброса ковша,
при его удалении от стрелы освобождают тормоз подъемной ле-
бедки. Ковш падает на породу. Затем включается тяговая ле-
бедка, ковш подтягивается по породе к платформе экскаватора
и, врезаясь своими зубьями в породу, наполняется (положе-
ние II). После этого тяговая лебедка выключается, и одновре-
менно включается лебедка подъемного механизма. Ковш подни-
мается при сохранении им горизонтального положения, и плат-
форма поворачивается для установки ковша над местом раз-
грузки. Тормоз барабана тяговой лебедки освобождается. Под
действием собственного веса загрузочный конец ковша опуска-
ется, и порода выпадает из него.

Применяя различное рабочее оборудование, можно исполь-
зовать экскаватор для погрузочных и разгрузочных работ, для
выравнивания дорог и площадок, забивания свай и для других
работ.

Основная характеристика экскаватора — емкость его ковша.
Отечественные машиностроительные заводы выпускают одно-
ковшовые экскаваторы с ковшом емкостью от 0,2 до 25 /и3. Ем-
кость обусловливает производительность экскаватора, его габа-
ритные размеры и мощность установленных на нем двигателей.
К конструктивным характеристикам экскаватора относятся
длина его стрелы и рукояти, вес, удельное давление на грунт
и т. п.

В зависимости от назначения экскаваторов и емкости их
ковша экскаваторы условно делят на типы (ГОСТ 518—54):

тип С — экскаваторы строительные, гусеничные и пневмо-
колесные, с ковшом емкостью 0,25—2 /и3;

тип К — экскаваторы карьерные, оборудованные прямой
лопатой, гусеничные, с ковшом емкостью 4—8 м3;

тип В — экскаваторы вскрышные, оборудованные прямой
лопатой, с ковшом емкостью 4—15 м3;

тип Ш — экскаваторы шагающие с ковшом емкостью
4—-20 м3 и более [6].

Экскаваторы можно разделить также по виду ходового
устройства (пневмоколесные, гусеничные и на шагающем ходу),
по виду силового и рабочего оборудования.

Экскаваторы небольшой производительности с ковшом ем-
костью 0,25—0,5 м3 выпускаются на пневмоколесном ходу. Та-
кие экскаваторы имеют большую маневренность, малые габа-
ритные размеры и используются для очистки цехов и заводских
территорий, а также для погрузки в вагонетки сыпучих мате-
риалов и угля.

Экскаваторы на гусеничном ходу — самые распространенные
на строительных площадках и в карьерах. Механизм гусенич-
ного хода обеспечивает устойчивое положение экскаватора
при работе и передвижении, достаточную маневренность, по-
зволяет работать на небольших площадках, имеет относительно
большую скорости передвижения (1—3 км!час) и производит
слабое давление на грунт, равное 0,5—2,0 кг! см2. Все это дает
возможность использовать экскаваторы не только на твердом,
но и на мягком грунте. Узлы гусеничного механизма передви-
жения просты по конструкции и долговечны в работе.

Экскаваторы с шагающим механизмом передвижения ока-
зывают наименьшее удельное давление на грунт, поэтому они
могут работать на слабых влажных грунтах и в отвалах рых-
лой породы.

Шагающие экскаваторы изготовляются только как драглай-
ны и используются для производства вскрышных, гидротехни-
ческих и ирригационных работ. Шагающие экскаваторы Урал-
машзавода оборудуют ковшом емкостью до 25 л<3. Длина стрелы
таких экскаваторов достигает 100 м.

Работа экскаватора сопровождается частыми и большими
перегрузками, особенно при разработке твердых, скальных
пород. Поэтому приводные двигатели экскаваторов должны
обеспечивать работу с частыми перегрузками без снижения
межремонтного срока эксплуатации.

На экскаваторы устанавливают карбюраторные двигатели
внутреннего сгорания, дизели, электродвигатели переменного
и постоянного тока. Паровые машины, допускающие большую
перегрузку, несмотря на надежность, теперь не устанавливают-
ся на экскаваторы из-за низкого к. п. д., громоздкости парового
котла, паропроводов и самих машин, а также из-за длительно-
го периода подготовки к работе и сложности эксплуатации, осо-
бенно в зимнее время.

Двигатели внутреннего сгорания часто применяются в ка-
честве силовых установок экскаваторов. Работа экскаваторов
с такими двигателями не зависит от наличия источника элек-
трической энергии, что позволяет широко использовать их на
строительных площадках и в дорожном строительстве. Не реко-
мендуется использовать экскаваторы с двигателями внутрен-
него сгорания в сильно запыленных зонах. При работе в таких
условиях они быстро изнашиваются.

Двигатели внутреннего сгорания недостаточно долговечны
даже при работе в нормальных условиях; сложен уход за ними
и их ремонт. По этим причинам большая часть экскаваторов,
2*
20

7
используемых в карьерах и на заводских площадках,Оборудует-
ся электродвигателями.	/

Электрические экскаваторы с ковшом емкость^о 0,5—1,5 м3,
т. е. экскаваторы малой и средней производительности, приво-
дятся в движение, как правило, от одного двигателя перемен-
ного тока. При регулировке числа оборотов двигателя пере-
менного тока значительно падает его коэффициент полезного
действия и ограничивается возможность перегрузки такого дви-
гателя; кроме того, при наличии на экскаваторе только одного
двигателя сложна кинематическая схема/передачи мощности
от двигателя к рабочим механизмам. Эти недостатки экскавато-
ров с одним электродвигателем переменного тока компенси-
руются простотой конструкции силовой установки, ее лег-
костью и компактностью и возможностью быстро включать
экскаватор в работу.

Экскаваторы повышенной и большой производительности
оборудуются, как правило, несколькими двигателями постоянно-
го тока, приводящими в движение рабочие механизмы. При
этом, в зависимости от принятой схемы, установки, электродви-
гатели питаются каждый от своего генератора или от общего
генератора постоянного тока, который приводится в движение
от сетевого двигателя переменного тока. Несмотря на значи-
тельные первоначальные затраты, экскаваторные силовые уста-
новки, выполненные по таким схемам, получают все большее
распространение. Они позволяют плавно и в широких пределах
регулировать число оборотов рабочих электродвигателей, при-
менять торможение рабочих механизмов, переводя их электро-
двигатели на генераторный режим (это повышает экономич-
ность установки), и упростить кинематическую схему передачи
мощности к рабочим механизмам и схему управления ими.

Для погрузки в вагоны и вагонетки известняка для перевоз-
ки его в сырьевые цехи заводов служит экскаватор СЭ-3 Урал-
машзавода. Этот экскаватор выпускается теперь с ковшом ем-
костью 4 м3 и имеет марку ЭКГ-4. По специальным заказам
экскаваторы ЭКГ-4 могут поставляться с ковшом емкостью 5 м3
для разработки мягких пород и с ковшом емкостью 3 м3 для
работы на твердых породах [7].

В основу конструкции экскаватора ЭКГ-4 положена конст-
рукция экскаватора СЭ-3; в нем усилены некоторые узлы, из-
менена конструкция напорного механизма и механизма подъем-
ной лебедки и гидросистема управления на поворотной плат-
форме заменена пневматической системой.

Кроме экскаватора ЭКГ-4, на строительных площадках и
в карьерах цементных заводов работает большое количество
экскаваторов с ковшом емкостью 0,5—1,5 м3 и, как правило,
только с одним двигателем, например экскаваторы Э-751, Э-752,
Э-753 и Э-754 Костромского экскаваторного завода. Экскава-
торы этой группы имеют сменное рабочее оборудование. При
использовании экскаваторов с прямыми лопатами емкость их
ковшей выбирают равной 0,75—1,0 м3 в зависимости от катего-
рии разрабатываемой горной породы. Экскаваторы Э-751 и
Э-753 приводятся в движение от электродвигателя переменного
тока, а экскаваторы Э-752 и Э-754 — от дизеля.

4.	ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ одноковшового экскаватора

Эксплуатационная производительность экскаватора опреде-
ляется по уравнению

Qs=60VnkpkHkM м3]час,	(3)

где V — емкость ковша в л3;

п — наибольшее возможное число циклов нагружения в ми-
нуту при данном грунте и состоянии забоя;

кр — коэффициент влияния разрыхления грунта;

кн — коэффициент наполнения ковша;

км — коэффициент, учитывающий квалификацию машиниста
и задержки в работе экскаватора (передвижки в забое,
осмотр, смазка, ожидание взрыва, ожидание транспорта).
Коэффициент влияния разрыхления грунта обратно пропор-
ционален коэффициенту разрыхления, зависит от свойств грун-
та и принимается равным 0,87—0,70 [8]. Большие значения
коэффициента соответствуют мелкокусковым сухим породам,
а меньшие — плохо взорванной породе. Коэффициент наполнения
ковша зависит от категории разрабатываемой породы и от вида
рабочего оборудования, которым снабжен экскаватор.

Значение коэффициента kH [8] при работе экскаватора с пря-
мой лопатой:

На сухом песке и гравии и иа хорошо взор-
ванной породе..................0,95—1,02

На влажной глине.................1,30— 1,50

На тяжелой глине.................1,00—1,10

На плохо взорванной породе . . • .... 0,75—0,90

Среднее значение коэффициента [8] при работе экскава-
тора:

В отвал....................... 0,77—0,81

В автотранспорт с кольцевой подачей . . . 0,70—0,73
В железнодорожный транспорт с электри-
ческой тягой при кольцевой подаче 0,60—0,72
То же при тупиковой подаче......0,61—0,64
5.	ГИДРОМЕХАНИЧЕСКАЯ РАЗРАБОТКА КАРЬЕРОВ

Гидромеханической разработкой называется способ разра-
ботки мягкого грунта при помощи движущейся с большой ско-
ростью струи воды, которая разрушает грунт и уносит его
с собой. На цементных заводах такой способ разработки приме-
няется для производства вскрышных работ, когда слой пустой
породы, удаляемый с залежей известняка и глины, достигает
значительной толщины (3—15 ии). Это эффективный и экономи-
чески выгодный способ разработки глины и мергелей. Установ-

Фиг. 5. Схема гидромеханического способа разработки карьера.

ки для гидромеханической разработки карьеров просты по
устройству, высокопроизводительный работают при очень малом
числе обслуживающего персонала.

Установка для разработки мягких пород гидравлическим
способом (фиг. 5) состоит из насосной станции (на фиг. 5 не
показана), предназначенной для подачи в водопроводную ма-
гистраль воды под давлением 3—18 ати, гидромонитора 3, при
помощи которого струя воды направляется в определенную
точку забоя, насосной станции 2 и трубопровода / для тран-
спортирования жидкой массы (пульпы).

Центробежные насосы-землесосы, применяемые для транс-
портирования размытого грунта, отличаются от обычных насо-
сов конструкцией рабочего колеса: в нем уменьшено число ло-
паток и увеличено свободное сечение между лопатками для
прохода полужидкой массы.

Гидромонитор (фиг. 6) состоит из направляющей трубы 2
с насадкой 1, верхнего и нижнего колена 5 и 7 и рычага управ-
ления 3. К концу верхнего колена шарообразной формы при-
креплен фланец 4, а к нему своим расширенным концом жестко
присоединена направляющая труба. Верхнее и нижнее колена
монитора соединены при помощи вертикального болта 6. Меж-
ду соприкасающимися поверхностями колен проложена про-
кладка, предупреждающая протекание воды. Поворачивая ры-
чаг 3, можно менять положение трубы 2 и направление выбра-
сываемой из нее струи воды.

Придавая соответствующую форму рабочему отверстию на-
садки, можно изменять площадь сечения струи воды, а также
ее форму. Диаметр входного отверстия насадки в 1,8—2 раза

Фиг. 6. Схема гидромонитора.

больше диаметра ее выходного отверстия. Чтобы уменьшить со-
противление движению воды и устранить ее завихрения, внут-
реннюю поверхность насадки полируют. Внутренняя поверх-
ность направляющей трубы снабжена продольно направлен-
ными ребрами, которые не позволяют струе воды вращаться
и разбрасываться при выходе.

Расход воды Q, ее напор перед насадкой Н, скорость о дви-
жения струи при выходе из насадки и диаметр d выходного от-
верстия насадки связаны между собой уравнениями [9]:

Q=jx—п м3/сек;	(4)

4

ц=<р|/ 2gH м/сек;	(5)

d=\/ ——- л,	(6)

Р №

где^Д— напор у насадки в м;

— коэффициент скорости (0,92—0,96);

р. — коэффициент сужения струи (0,96—0,98);

g— 9,81 м/сек9.
Необходимый напор воды в гидромониторе перед насадкой
выбирается в зависимости от вида размываемого грунта. Для
размывания песка, например, достаточен напор 30 м, а для раз-
мывания жирной и плотной глины требуется повысить его до
150 м.

Удельный расход воды (т. е. расход ее на 1 м3 размытой по-
роды) повышается с увеличением напора струи и несколько
понижается с увеличением высоты забоя. Для ориентировочно-
го расчета удельный расход воды можно принять равным 10 м3.

Теоретическая дальность полета струи определяется из урав-
нения

/=0,102w2sin2a,

(7)

где v — сксрссть вылета струи из насадки в м]сек;

а — угол наклона оси насадки к горизонту.

Предельная дальность полета струи достигается при ее выле-
те из насадки под углом 45°.

Сила, достаточная для разрушения размываемого грунта,
сохраняется на расстоянии не более 0,3 длины максимального
полета струи.

6. КАНАТНЫЕ СКРЕПЕРЫ

Канатные скреперы применяются для производства вскрыш-
ных работ, для добычи глины, транспортирования со склада
к сушильным барабанам гранулированного доменного шлака и
для других целей.

Фиг. 7. Схема канатной скреперной установки.

Скреперная канатная установка (фиг. 7) состоит из фрикци-
онной лебедки 1 с барабанами большого и малого диаметра двух
ветвей, рабочей 2 и холостой 3, стального каната, ковша 4, на-
правляющего блока 5 и двух стоек 6 с натянутым между ними
канатом, к которому прикреплен направляющий блок. Один
конец рабочей ветви каната навит на барабан лебедки малого
диаметра и жестко прикреплен к нему. Второй конец этой ветви
каната присоединен к передней части ковша. Канат, прикреплен-
ный к задней части ковша, огибает направляющий блок, нама-
тывается на барабан лебедки большого диаметра и неподвижно
соединяется с ним.

Ковш открыт сверху, снизу и спереди. Задняя, торцовая стен-
ка ковша снизу имеет зубья. Чтобы передняя часть боковых сте-
нок ковша не деформировалась во время работы, стенки распер-
ты стальной балочкой. Ковши свариваются из стальных листов.

При вращении барабана лебедки меньшего диаметра и при
наматывании на него каната ковш движется к лебедке, захваты-
вает своей нижней рабочей кромкой материал и подтаскивает его
по наклонной плоскости к разгрузочной решетке. Со свободно
вращающегося барабана большего диаметра во время этого
хода канат сматывается. После опорожнения ковша выключает-
ся фрикцион барабана меньшего диаметра и путем включения
второго фрикциона вводится в работу барабан большего диамет-
ра. С этого момента начинается обратный, холостой ход скрепер-
ного ковша. Затем следует переключение барабанов лебедки
и очередной рабочий ход.

После того как ковш заберет весь материал, находящийся на
его пути, направляющий блок переносится к одной из неподвиж-
ных стоек, закрепляется на натянутом между ними канате,
и установка вновь включается в работу.

Производительность скреперной установки прямо пропор-
циональна емкости ковша и обратно пропорциональна длитель-
ности одного цикла работы. Длительность цикла работы опреде-
ляется из уравнения

f=—-J-2/0 сек.,	(8)

vp vx

где L — длина перемещения ковша в м;

ир— скорость ковша при рабочем ходе в м/сек;

vx — скорость ковша при холостом ходе в м/сек;

t0 — время, расходуемое на переключение барабана, равное
2—6 сек.

Производительность установки равна

Q=3600y^ м3/час,	(9)

1де у — емкость скреперного ковша в м3;

кн— коэффициент наполнения ковша, принимаемый равным
0,7—0,9, в зависимости от конструкции ковша и физи-
ческих свойств породы.

Мощность электродвигателя скреперной лебедки

N=^E квт,	(Ю)

где Р — тяговое усилие на барабане в кг;

vp — скорость движения рабочей ветви каната в м)сек;

ч] — коэффициент полезного действия лебедки, равный 0,80—
0,85, в зависимости от ее состояния.

Ориентировочный подсчет необходимого тягового усилия на
барабане производят по уравнению

Р=kG(fcosр + sinр) кг,	(II)

где /=0,74-0,75— коэффициент трения перемещаемого материала
и ковша о почву [9];

fc = l,5— коэффициент, учитывающий увеличение сопро-
тивления, вызываемого неровностью почвы, со-
противления движению канатов по почве, со-
противления при огибании канатами блоков,
сопротивления вследствие подтормаживания
барабана и сопротивления зачерпыванию мате-
риала;

G — вес материала, находящегося в ковше при его
полном наполнении, и вес самого ковша;

Р — угол наклона пути движения ковша к гори-
зонту.

Знак плюс перед sinP принимают при движении ковша
вверх, а знак минус — при движении ковша вниз. Средняя ско-
рость ковша при рабочем ходе выбирается равной 1,0 mJ сек,
а при холостом 1,5—1,7 mJ сек. При больших скоростях движе-
ния ковш может опрокидываться. Скреперные канатные уста-
новки просты по конструкции, удобны и экономичны при переме-
щении материалов на небольшие расстояния.

Кроме описанных механических установок, на карьерах це-
ментных заводов используются бульдозеры и прицепные трак-
торные скреперы. При помощи бульдозеров периодически зачи-
щают подошву карьера и перемещают на небольшие расстояния
пустые вскрышные породы. Для этой цели применяются также
тракторные скреперы.

ЛИТЕРАТУРА

1.	Zementproduktion der Welt, Zement — Kalk — Gips, Nr. 5, 1956, S. 253.

2.	Welt — Zementerzeugung 1956- auf Hochsstand, Zement — Kalk — Gips,
Nr. 12, 1957. SS. 524—530.
3.	W. Е. Т г a u f f е г, Cement 1958 Production and Shipments Up. Pit
and Quarry, vol. 51, No7, 1959, pp. 76—79.

4.	Б. И. Каменка, Буровзрывные работы на открытых разработках,
Углетехиздат, 1951.

5.	П, П. Назаров, Основы теории ударио-каиатиого бурения, «Гор-
ный журнал» № 7, 1947.

6.	П. И. Кох, Экскаваторы, Машгиз, 1957.

7.	В. В. Рудоискатель, Б. И. Сатовский, Г. М. Ярцев,
Экскаваторы ЭКГ-4 и СЭ-3, Машгиз, 1959.

8.	Н. Г. Домбровский, П. А. Жуков, Н. Д. А в ер и и, Экс-
каваторы, Машгиз, 1949.

9.	П, П. Липов, М. А. Ц и ц и и, Справочник механика горнорудной
промышленности, Металлургиздат, 1953.
ГЛАВА II

МАШИНЫ ДЛЯ ДРОБЛЕНИЯ МАТЕРИАЛОВ

Один из основных процессов при производстве цемента — из-
мельчение материалов: сырья, обожженного клинкера вместе
с введенными в него добавками и топлива, если им является
каменный уголь. Около 70% электроэнергии, потребляемой на
производство цемента, расходуется на измельчение материалов.

Условно процесс измельчения материалов разделяется на
дробление и размол. При производстве цемента под дроблением
материалов понимается его измельчение на куски размером
в поперечнике 20—4 мм. Более тонкое измельчение называется
размолом. Соответственно процессам измельчения машины,
в которых они совершаются, называются дробилками и мель-
ницами.

1.	ОБЩИЕ ДАННЫЕ

Степень измельчения п, т. е. отношение средней величины D
кусков материала, поступающих в дробилку или мельницу,
к средней величине d выходящих из них кусков, считается одной
из основных производственных характеристик этих машин:
п=^. Чем выше достигаемая в дробилках и мельницах сте-
пень измельчения материала, тем эффективнее их работа.

Когда требуется более точно и полно судить о работе дробил-
ки или мельницы, степень измельчения определяют отношением
средневзвешенного размера исходного материала к средневзве-
шенному размеру полученного продукта.

Средневзвешенный размер кусков материала находят по
уравнению

[) а1^ср 14~О Ар »dcp я-{- . . . А~<1п^ср п	/ п\

Р	а1+а2+°8+ . . . +аЛ

где alt а2, ..., ап — выход просеиваемого через сито материала
каждого из классов крупности в %;
dfpl, ^р2« • • •• dcpn — средний размер кусков в каждом из т
классов крупности, определяемый по урав-
нению

,/	_ dm+dm

исрт	2	>

где dm— размер наибольших кусков в данном классе крупности
или размер ячеек сита, через которые прошел материал
этого класса;

dm — размер наименьших зерен в данном классе крупности
или размер ячеек сита, на котором задержался мате-
риал этого класса (о классах крупности материала см.
стр. 166).

Материал измельчается в результате удара, раздавливания,
раскалывания, истирания или в результате их сочетания. В за-
висимости от вида воздействия на измельчаемый материал дро-
бильные и размольные машины имеют конструктивные и произ-
водственные особенности.

Чтобы измельчить — разрушить куски материала,— нужна
определенная энергия, расходуемая на преодоление сил сцепле-
ния между молекулами, которые расположены в плоскостях рас-
пада кусков на отдельные части.

Для практики измельчения материалов важно знать, от чего
зависит расход энергии, необходимой для разрушения кусков,
и исходя из каких предпосылок может быть определено количе-
ство расходуемой энергии. Существующие гипотезы измельче-
ния материалов дают неодинаковые и неполные ответы на эти
вопросы.

По первой гипотезе, предложенной в 1867 г. Р. Риттинге-
ром [1], работа, необходимая для измельчения кусков материала,
пропорциональна площади поверхности, вновь образующейся
при измельчении,

A1 = k1F кгсм,	(13)

где кг—коэффициент, зависящий от физических свойств измель-
чаемого материала.

Эта гипотеза может быть сформулирована и по-другому.
Предположим, что измельчаемый кусок имеет форму куба, ребро
которого равно 1 см. Допустим далее, что работа на разделение
этого куба на две части равна А кгсм. Тогда работа для получе-
ния из куба более мелких кубиков с ребром, равным” и ~см,
соответственно равна
Am~3(m—1)Лкгсм;	(14)

Дя=3(п—1)Д кгсм,	(15)

1 1

так как для получения кубиков с ребром ~ и — см необходи-
мо перпендикулярно каждому из трех измерений первоначально-
го куба сделать соответственно (т — 1) и (п—1) сечений. Раз-
делив первое уравнение на второе, получим

Ат_т—1

Ап п-1 ’

Если степени измельчения куска тип значительны по вели-
чине, то единицу в числителе и знаменателе дроби можно отбро-
сить, так как величина дроби от этого изменится очень мало.
Тогда

=	(16)

Лп п

т. е. работа, расходуемая на измельчение кусков материала, про-
порциональна степеням измельчения.

Если ребро измельчаемого куба равно в см, то уравнение
(14) примет вид

Ав = ЗАв2(т—1) кгсм.

По этому уравнению можно определить работу, необходимую
для измельчения куска, если предварительно практическим пу-
тем будет найдена удельная работа Ав2, т. е. работа, необходи-
мая для разрушения куба по одной плоскости распада.

По второй гипотезе, выдвинутой в 1874 г. проф. В. Л. Кир-
пичевым [2] и проверенной в дальнейшем экспериментально Ки-
ком, работа, расходуемая на измельчение кусков материала,
пропорциональна их объемам. Эта гипотеза основана на законе
Гука при допущении, что пропорциональность между напряже-
нием и деформацией при сжатии куска материала сохраняется
не только до предела упругости, но и за пределом упругости,
вплоть до разрушения куска.

Если кусок материала, имеющий длину I и площадь сечения/7,
сжимается с силой Р и получает относительное укорочение Д/,
то работа, затраченная на сжатие куска (вплоть до момента его
разрушения), равна

Л2=У MdP=$ MFd(— '±= f₽A/Fda.	(17)

\ F / о

Р1

По закону Гука Д/ =—.

EF
Общие данные

31

Подставив в уравнение (17) значение △/ и произведя преоб-
разования, получим

А.

ер

V f

о

где V — объем куска.

После интегрирования
уравнение примет вид

и подстановки пределов последнее

(18)

или

A2 = k2V,

(19)

где к2 — коэффициент, отражающий физические свойства измель-
чаемого материала.

Изложенные гипотезы существенно отличаются одна от дру-
гой: по первой из них работа, затрачиваемая на измельчение
материала, пропорциональна квадрату, а по второй-—кубу по-
перечника его кусков.

Акад. П. А. Ребиндер объединил первую и вторую гипотезы.
Им предложено следующее уравнение, определяющее работу,
необходимую для измельчения материала [3]

А—А} +.А2= k^F k2V -

(20)



Первое слагаемое правой части этого уравнения учитывает
работу, расходуемую на образование новой поверхности при
распадении кусков, т. е. работу, вычисляемую по уравнению (13),
которое получено на основании первой гипотезы, а второе—ра-
боту, необходимую для преодоления упругих деформаций ку-
сков, т. е. работу, определяемую по второй гипотезе (уравне-
ние 19).

При грубом измельчении материала (при дроблении) вновь
образованная поверхность незначительна, поэтому первым сла-
гаемым правой части уравнения (20) можно пренебречь. При
тонком измельчении материала, т. е. при его размоле, наобо-
рот, вновь образованная поверхность велика, и поэтому велики
и затраты энергии на ее образование, а работа на преодоле-
ние упругих сил размалываемых частиц материала, вследствие
их небольших размеров в поперечнике, мала и может не учи-
тываться.

Первая и вторая гипотезы измельчения материалов не
исключают одна другую и могут быть объединены, однако их
применение ограничено: одна более верна для тонкого, а дру-
гая—для грубого измельчения материала. Ни первая, ни вто-
рая гипотезы полностью не согласуются с практикой. Более
близкие к действительным результаты вычислений получаются
по второй гипотезе. Уравнение (18), полученное на основании
второй гипотезы, позволяет при известных физических свойст-
вах измельчаемого материала (модулю продольной упругости
и пределу прочности) определять мощность приводных элек-
тродвигателей дробилок и усилия, действующие на их детали.

Одновременно с деформацией кусков материала при их из-
мельчении деформируются и детали измельчителя, причем в пер-
вую очередь те из них, которые непосредственно соприкасаются
с измельчаемым материалом. Энергия, расходуемая на дефор-
мацию деталей измельчителя, относится к бесполезно расходуе-
мой энергии. Так как детали измельчителя в большинстве слу-
чаев обладают большей массой, чем измельчаемые куски, беспо-
лезно теряемая им часть энергии значительно превышает ту ее
часть, которая действительно необходима для разрушения кус-
ков. Путями снижения бесполезно расходуемой энергии явля-
ются: изготовление деталей дробилок и мельниц, соприкасающих-
ся с разрушаемыми кусками, из особо твердой стали или из
других сплавов и создание измельчителей таких конструкций,
в которых разрушение кусков производилось бы самими измель-
чаемыми кусками.

На измельчение материала отрицательно влияет наличие
в материале тонкой фракции, готового продукта, не требующе-
го дальнейшего измельчения. Распределяясь между кусками
материала, готовый продукт повышает упругость измельчаемой
массы, вследствие чего резко снижается производительность
измельчителя и возрастают непроизводительные затраты энер-
гии. Отсюда следует, что при дроблении и размоле материа-
лов не должно нарушаться известное, проверенное практикой
правило: не измельчать больше, чем следует. Для соблюдения
этого правила необходимо: а) перед измельчением материал
подвергать сортировке для отделения от него и удаления мел-
кой фракции, не требующей измельчения; б) ту часть материа-
ла, которая достигла в дробилке или мельнице необходимой
тонкости, немедленно удалять из машины; в) если требуется
большая степень измельчения материала, измельчать его в не-
сколько приемов (стадий).

К дробилкам и мельницам, независимо от свойств измель-
чаемого ими материала и степени его измельчения, предъявля-
ются следующие требования: простота конструкции, наимень-
шее количество трущихся деталей, возможность быстрой смены
изношенных деталей, наименьший расход энергии на единицу
продукции, наименьшее пылеобразование при работе, возмож-
ность легкого перевода процесса измельчения на автомати-
ческое регулирование, малые габаритные размеры и небольшой
вес при высокой производительности и отсутствие шума при
работе.

Существующие конструкции дробильно-размольных машин
лишь частично удовлетворяют этим требованиям и имеют мно-
го недостатков: они громоздки и тяжелы, отличаются большим
непроизводительным расходом электроэнергии и при работе
производят сильный шум, который утомляет обслуживающий
персонал.

На отечественных цементных заводах наиболее распростра-
нены щековые и молотковые дробилки, измельчающие из-
вестняк; валковые дробилки применяются для предварительного
измельчения глины, поступающей в глиноболтушки, а также
угля перед направлением его в сушильные барабаны или непо-
средственно в мельницы; для предварительного измельчения
клинкера перед загрузкой его в мельницы используются ко-
нусные дробилки. На отечественных и зарубежных заводах,
кроме перечисленных, применяют также быстроходные молотко-
вые дробилки и дробилки ударно-отражательного действия.
В США большое распространение имеют конусные дробилки,
основным назначением которых является измельчение извест-
няка.

2.	ЩЕКОВЫЕ ДРОБИЛКИ

На большинстве отечественных цементных заводов извест-
няк поступает в сырьевые цехи или на дробильные фабрики,
расположенные обычно в карьерах, в виде кусков размером
в поперечнике 400—800 мм и дробится перед поступлением
в мельницы на куски размером в поперечнике 10—25 мм. Как
правило, - дробление осуществляется в два приема: вначале
в щековых дробилках, а затем — в молотковых. Из щековых
в молотковые дробилки известняк поступает в виде кусков раз-
мером в поперечнике до 300 мм.

На некоторых зарубежных цементных заводах дробление
известняка производится не в два, а в три приема, чтобы еще
больше снизить размеры кусков, поступающих в мельницы,
поднять производительность мельницы и достичь более тонкого
размола сырья. И при такой подготовке известняка к размолу
второе и третье их дробление производится в большинстве слу-
чаев в молотковых дробилках, причем перед третьим дроб-
лением известняк подвергается грохочению для отделения из
смеси тонкой фракции, не нуждающейся в дальнейшем измель-
чении [4]. Конечные размеры кусков известняка при трехстадий-
ном их дроблении не превышают 8—10 мм.
Рассмотрим порядок двухстадийного дробления известняка
на современном цементном заводе. Из вагонов известняк вы-
гружается на качающийся колосниковый грохот. Крупные куски
известняка, сползающие с грохота и падающие на пластинча-
тый транспортер, подаются в щековую дробилку. Выпавший
из щековой дробилки известняк сползает по наклонной течке на
ленточный транспортер. На этот же транспортер подается и та
мелочь, которая проходит через щели между колосниками ка-
чающегося грохота. Ленточный транспортер перемещает пред-
варительно измельченный известняк в молотковую дробилку.

Фиг. 8. Схема работы щековой дробилки:
а — с простым качанием щеки; б— со сложным
качанием щеки.

Отсюда, после окончательного измельчения, известняк при по-
мощи второго ленточного транспортера направляется на склад
или непосредственно в бункеры сырьевых мельниц.

Из щековых дробилок чаще используются дробилки с про-
стым качанием подвижной щеки и реже — дробилки со слож-
ным качанием щеки. У дробилки первого вида (фиг. 8, а) под-
вижная щека жестко посажена на оси, которая свободно
опирается на горизонтально расположенные подшипники.
Особенностью работы дробилки, собранной по этой схеме, явля-
ется то, что каждая точка щеки, расположенная ниже оси ка-
чания, описывает дугу окружности. При этом качающаяся щека
периодически то приближается к неподвижной щеке, то удаляет-
ся от нее. Когда подвижная щека приближается к неподвижной,
щель между ними сужается, и куски материала раздавливают-
ся. При отходе подвижкой щеки от неподвижной щель между
ними увеличивается, разрушенный материал опускается и вы-
падает из дробилки.

У дробилок со сложным качанием щеки (фиг. 8, б) подвиж-
3*
ная щека своим верхним концом подвешена к вращающемуся
эксцентриковому валу, а нижний конец через тягу шарнирно
связан с задней торцовой стенкой корпуса дробилки. При вра-
щении эксцентрикового вала дробилки такой конструкции каж-
дая точка ее подвижной щеки совершает сложное движение по
замкнутой кривой: качание по дуге окружности и возвратно-по-
ступательное движение вверх и вниз вдоль щеки.

В дробилке со сложным качанием подвижной щеки матери-
ал, зажатый между щеками, не только раздавливается, но
и истирается. Такие дробилки выпускаются небольшой и средней
производительности. В цементной промышленности они исполь-
зуются лишь для второстепенных целей.

Верхняя часть щели между щеками дробилки называется ее
зевом. Ширина и длина зева в (мм) являются основной конст-
руктивной и производственной характеристикой щековой дро-
билки. Предельный размер кусков материала, поступающих
в дробилку, зависит от размеров ее зева. Щековые дробилки
характеризуются также шириной щели между неподвижной
щекой и нижним концом подвижной щеки, ходом этого конца
щеки, числом оборотов эксцентрикового вала и возможной про-
изводительностью при нормальных условиях работы. Степень
измельчения щековых дробилок не велика: в среднем она рав-
на 4—5.

Для первой стадии дробления известняка на цементных за-
водах устанавливаются мощные щековые дробилки для приема
и измельчения кусков размером в поперечнике до 800—1000 мм.
На фиг. 9 приведена схема одной из наиболее распространенных
щековых дробилок конструкции УЗТМ с простым качанием
щеки и с зевом 900 X 1200 мм.

Основной узел дробилки — ее рама, или корпус 1, на кото-
ром смонтированы все остальные детали. Рама состоит из двух
продольных и двух поперечных стенок, изготовленных из тол-
стых стальных листов и скрепленных между собой при помощи
электросварки. Для повышения прочности рамы, подверженной
при работе большим механическим нагрузкам, ее поперечные
и продольные стенки усилены ребрами жесткости.

На верхних торцовых поверхностях продольных стенок
рамы установлены параллельно одна другой две пары подшипни-
ков. На первую пару подшипников опирается ось 3, на которой
жестко подвешена щека 2, а на второй паре подшипников рас-
положен эксцентриковый вал 4 со свободно сидящим на нем ша-
туном 5. На концах эксцентрикового вала посажены маховики.
Нижний конец шатуна имеет пазы, в которые входят концы де-
талей 6, называемых распорными досками дробилки. Вторым
концом левая распорная доска упирается в нижнюю часть под-
вижной щеки, а правая — в специальный упор 7, соединенный
с задней поперечной стенкой рамы 8. При помощи тяги 9 и цилин-
дрической пружины 11, упирающейся в прилив 10, нижний ко-
нец подвижной щеки постоянно оттягивается вправо к задней
поперечной стенке рамы, чем устраняется возможность выпаде-
ния из своих гнезд распорных досок при работе дробилки.

Концы распорных досок упираются не непосредственно в со-
пряженные с ними части дробилки, а через сменные детали 12,
которые называются сухарями. Сухари выполняют роль под-
шипников, изготовляются из твердой стали и при работе дро-
билки предохраняют от износа тяжелые, сложные по конструк-
ции и дорогие шатун, подвижную щеку и специальный упор.

При вращении эксцентрикового вала нижний конец шатуна
и примыкающие к нему концы распорных досок совершают
возвратно-поступательное движение вверх и вниз. При движе-
нии шатуна вверх распорные доски выпрямляются, поэтому
нижний конец подвижной щеки, двигаясь влево, приближается
к передней поперечной стенке рамы — неподвижной щеке. При
этом рабочем ходе щеки материал, находящийся в дробилке
между щеками, сжимается и разрушается. При дальнейшем
вращении эксцентрикового вала и движении шатуна вниз совер-
шается холостой ход подвижной щеки: под действием собствен-
ного веса и упругости сжатой пружины она движется в обрат-
ном направлении, удаляясь от неподвижной щеки.

Мощность приводного двигателя дробилки, не используемая
во время холостого хода подвижной щеки, аккумулируется ма-
ховиками, а при рабочем ходе передается щеке и расходуется
на сжатие материала. Один из маховиков одновременно служит
шкивом для клиноременной передачи.

Для защиты от износа рабочие поверхности подвижной и не-
подвижной щеки покрыты съемными бронеплитами, изготовляе-
мыми обычно из высокомарганцовистой стали. Внешние поверх-
ности бронеплит снабжены вертикально направленными рифа-
ми. Бронеплиты установлены так, что рифы Плит одной щеки
приходятся против впадин плит другой щеки. При таком их рас-
положении улучшается процесс измельчения материала. Броне-
плиты изготовлены составными для облегчения их установки
на место. Плиты крепятся к щекам при помощи болтов. При
установке плит под них ставят прокладки из пластичного ма-
териала. При наличии прокладок давление на плиты распреде-
ляется равномерно и устраняется возможность их разрушения
в результате местных перегрузок внешними усилиями.

При эксплуатации щековой дробилки иногда возникает не-
обходимость расширить или сузить разгрузочную щель и та-
ким путем повысить или снизить производительность дробилки
за счет изменения крупности кусков готового продукта. В дро-
билках УЗТМ это достигается изменением толщины прокладки
под упором (см. фиг. 9). В дробилках других конструкций шири-
на разгрузочной щели изменяется при помощи специального
приспособления (фиг. 10), состоящего из двух клиньев 2 и 3.
Первый клин, в который упирается задняя распорная доска.

может перемещаться лишь в

Фиг. 10. Схема устройства для регули-
рования ширины разгрузочной щели
дробилки при помощи клиньев.

горизонтальном направлении,
а второй — по вертикали.
При опускании клина 3 рас-
порные плиты и подвижная
щека дробилки перемеща-
ются вправо — разгрузочная
щель расширяется. При
подъеме клина 3, наоборот,
разгрузочная щель сужает-
ся. Перемещение клиньев
осуществляется при помощи
болтов 1 п 4.

Регулирование ширины
разгрузочной щели у дро-
билок большой производи-
тельности выполняется очень

редко, поэтому установку в
них клиновых приспособле-
ний, облегчающих этот про-
цесс, но одновременно и зна-

чительно усложняющих кон-
струкцию дробилок, нельзя считать целесообразным.

На фиг. 11 приведена схема дробилки со сложным качанием
щеки СМ-11Б Выксунского машиностроительного завода. Ос-
новные детали дробилки: стальная сварная рама 3, передняя
торцовая стенка которой усилена ребрами жесткости; эксцент-
риковый вал 1, опирающийся на роликовые двухрядные сфери-
ческие подшипники; подвижная щека 10, подвешенная на экс-
центриковом валу; распорная плита 8, упирающаяся в сухари 9,
стальная тяга 5 и пружина 4, оттягивающие подвижную щеку,
и два маховика 2, посаженные на концы эксцентрикового вала.

От истирания материалом подвижная щека защищена броне-
плитой 11, внешняя рабочая поверхность которой ограничена
поверхностями, образующими при пересечении тупой угол. Се-
чение бронеплиты 12, предохраняющей от износа неподвижную
щеку (переднюю торцовую стенку рамы), имеет выпуклую
форму.

Между направляющими 6 помещен ползун 7, служащий
упором для распорной доски. Перемещая ползун между на-
правляющими, регулируют ширину разгрузочной шели. Пере-
мещение ползуна производится при помощи ключа-трещотки
через винт и клинья (на фиг. 11 не показаны).

Способ действия дробилки со сложным качанием щеки подо-
бен способу действия дробилки с простым качанием щеки. Одно
и то же назначение имеют и их основные части. Дробилки со
сложным качанием щеки, предназначенные для измельчения

кусков материала сред-
ней величины, по кон-
струкции проще щеко-
вых дробилок с про-
стым качанием щеки,
производительнее и
легче их, но при дроб-
лении твердых мате-
риалов они часто ло-
маются. Кроме того,
из-за трения материа
ла о подвижную щеку
при работе их обра-
зуется много мелочи и
пыли.

3.	УГОЛ ЗАХВАТА
ЩЕКОВОЙ ДРОБИЛКИ

Фиг. 11. Схема дробилки СМ-НБ Выксунского
машиностроительного завода.

Угол, образованный
плоскостями подвиж-
ной и неподвижной

щек дробилки, называется углом захвата. При конструировании
дробилок выбору угла захвата уделяется большое внимание.
С увеличением угла захвата возрастает ширина зева и увели-
чивается, следовательно, возможность подачи в дробилку круп-
ных кусков материала; но при работе дробилки с большим
углом захвата могут быть случаи выдавливания кусков из зева.
При малом угле захвата, наоборот, условия для раздавливания
кусков улучшаются, но вместе с тем снижается размер кусков,
поступающих в зев дробилки.

Кусок материала, зажатый между щеками, находится под
действием силы Р, передаваемой подвижной щеке от приводного
двигателя и направленной перпендикулярно к ней (фиг. 12),
и силы реакции Р\, действующей перпендикулярно к неподвиж-
ной щеке. Вертикально направленная составляющая силы Р вы-
давливает кусок материала вверх, а силы трения материала
о стенки щек противодействуют выдавливанию куска. Выдав-
ливания куска вверх не призойдет, т. е. он сохранит равнове-
сие между щеками, если алгебраическая сумма проекций сил,
действующих на кусок, на оси координат будет равна нулю.

Спроектировав действующие силы вначале на ось х, а затем
на ось у и приравняв сумму проекций нулю, соответственно по-
лучим

Pt—/Р sin a—Pcosa=0;

Р sin а—/Р t—/Р cos а=0,
где / — коэффициент трения материала о щеки;

a — угол захвата дробилки.

Подставив во второе уравнение значение Pi, взятое из пер-
вого уравнения, найдем, что

Р sina— /(/Psina-|-P cosa)— /Рcosa=0,
или после деления на cosa и преобразований
.	2/

tga=—— .

ь	1—/«

Вместо коэффициента трения введем в формулу равную ему
величину тангенса угла трения'?

tga= " или a~<2 ср.

l_tg*cp

Следовательно, чтобы устранить возможность выдавливания
кусков материала вверх, необходимо угол захвата выбирать
меньше двойного угла трения материала о щеки. Коэффициент
трения дробимых материалов о сталь / = 0,25^—0,30; угол за-
хвата, соответствующий этой величине, составляет 28—-34°.

На практике угол захвата выбирают равным a == 18-н22°, что
соответствует предельному углу трения ? = 9=11° или мини-
мальному коэффициенту трения f = 0,15= 0,20. Так как для
большинства дробимых материалов />0,20, то принятые на
практике углы захвата обеспечивают захват кусков и создают
благоприятные условия для работы дробилок [5].

Наибольший размер куска, который может быть захвачен
щеками при принятых углах захвата, составляет приблизитель-
но 0,85 ширины зева.

Из сказанного о роли угла захвата в работе дробилки сле-
дует, что при регулировании ширины ее разгрузочной щели
сужение можно производить лишь в небольших пределах, по-
скольку оно сопровождается увеличением угла захвата. Сузить
разгрузочную щель дробилки, не изменяя угла захвата, можно
путем утолщения прокладки между неподвижной щекой и ее
бронеплитой. На тех заводах, где производительность щековых
дробилок значительно превышает производительность дробилок
вторичного дробления, такое мероприятие приводит к возра-
станию общей пропускной способности дробильного отделения

Фиг. 12. График сил,
действующих на кусок
материала.

дробилки СМ-11Б,
1 захвата несколько

завода.

От величины угла захвата зависит не только процесс затя-
гивания кусков материала в щель между щеками, но и произ-
водительность дробилки. Как показывает
опыт эксплуатации дробилок и исследо-
вания их работы, производительность их
возрастает с уменьшением угла захвата
в разгрузочной части [6]. Вот почему
в последние годы щековые дробилки
были подвергнуты модернизации, заклю-
чающейся, главным образом в измене-
нии прямолинейного рабочего профиля
щек на криволинейный, причем такой
формы, при которой в дробилку затяги-
ваются куски материала той же круп-
ности, какой они поступали в нее до мо-
дернизации, и происходит более интен-
сивное разрушение кусков при их пере-
мещении вниз, к разгрузочной щели.
Например, после модернизации щековой
схема которой приведена на фиг. 11, уго.

возрос в верхней части зева, немного снизился (до 20—17°) по
длине его средней части и значительно уменьшился (до 10°) по
длине разгрузочной части зева. Примерно таким же путем осу-
ществляется модернизация мощных щековых дробилок УЗТМ
с простым качанием щеки.

4.	ЧИСЛО ОБОРОТОВ ДРОБИЛКИ

Так как ход подвижной щеки в несколько раз меньше ее дли-
ны, можно допустить, что подвижная щека из своего крайнего
левого положения I (фиг. 13) передвигается в крайнее правое
положение II поступательно.

В течение каждого хода подвижной щеки из дробилки выпа-
дает готовый продукт, площадь сечения которого имеет форму
трапеции (заштрихованный участок на фиг. 13). Высота этой
трапеции, являющаяся также длиной пути выпадающего мате-
риала, равна

А=—,
tg а
где s — ход подвижной щеки в см.
Материал выпадает свободно под действием силы тяжести,
поэтому пройденный им путь может быть определен по урав-
нению

Л=®—
о

Приравняв правые части двух последних уравнений, получим

s_ :е‘2_
tga 2

(21)

Так как материал выпадает только при холостом ходе щеки,
то время, в течение которого происходит этот процесс, равно

60 30
п п

сек..

2

Фиг. 13. Схема
выпадения мате-
риала из щековой
дробилки.

где п — число оборотов вала дробилки в минуту.

Подставим полученное выражение в уравнение (21)
s 900g
tga 2tl-
откуда наибольшее число оборотов вала
450g tga	с / tga

—---- , илип = 665 1/ — .	(22)

s	Vs

Уравнение (22) для определения числа оборотов дробилки,
предложенное впервые преф. Л. Б. Левенсоном [7], обосновано
лишь теоретически. Действительное числен обо-
ротов щековых дробилок выбирается значи-
тельно ниже вычисляемого по уравнению (22)
по следующим причинам: а) при перемещении
(отходе) подвижной щеки из положения I в
положение II сжатый материал, расширяясь,
в течение некоторого времени следует за под-
вижной щекой, что укорачивает теоретически
определяемый период выпадения его из дро-
билки; б) при движении сверху вниз во время
отхода щеки куски материала скользят по ра-
бочим поверхностям щек, вследствие чего ско-
рость их движения снижается и оказывается
меньше скорости свободного падения куска;
в) уравнение (22) не учитывает вредное воз-

действие на работу дробилки сил инерции тяжелых движущихся
частей (подвижной щеки, шатуна, распорных плит), возникаю-
щих при изменении направления их движения.

Снижение действительного числа оборотов щековых дробилок
по сравнению с теоретически возможным приводит к возраста-
нию их производительности и обеспечивает более спокойную ра-
боту, что, в свою очередь, способствует повышению коэффициен-
та использования дробилок.

Наивыгоднейшее число оборотов [5] щековых дробилок УЗТМ
с шириной зева В< 1200 мм, а также дробилок Выксунского ма-
шиностроительного завода определяют по уравнению

пг-310— 145 В;	(23)

дробилок с шириной зева В^>1200 мм по уравнению

п2=160—42 В,	(24)

где В — ширина зева дробилки в м.

5.	ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ ЩЕКОВОЙ ДРОБИЛКИ

Производительность щековой дробилки зависит от размеров
ее зева, ширины разгрузочной щели, от числа качаний подвижной
щеки, физических свойств измельчаемого материала и от условий
эксплуатации дробилки. Производительность дробилки снижа-
ется, например, при неравномерном питании ее материалом и воз-
растании его влажности, при наличии в материале глинистых
включений. На производительность дробилки оказывает влияние
и крупность кусков: с наивысшей производительностью дробил-
ка работает, когда поступающие в нее куски материала прибли-
зительно одинаковы по размерам, причем поперечник их не
превышает 50—60% ширины зева; наличие в поступающем мате-
риале крупных кусков, достигающих в поперечнике 80—90% ши-
рины зева, значительно снижает производительность дробилки.

Теоретически производительность дробилки может быть оп-
ределена по следующим уравнениям. Площадь сечения материа-
ла, выпадающего из дробилки при каждом удалении подвижной
щеки от неподвижной, равна (см. фиг. 13)

f — Ke+s)+e)/i _ (2e+s)s
2	2 tg a

Так как при каждом обороте вала подвижная щека совер-
шает одно качание и длина зева дробилки (ширина подвижной
щеки) равна L, то часовая производительность дробилки соста-
вит

Q=60nL/?fcJy т1час.

Подставив в это уравнение значение F, получим

Q = 3° «£5(^+5^ т,
tg«	'
При удалении подвижной щеки от неподвижной из дробил-
ки выпадают куски материала со средней величиной в попереч-
нике, равной

dл= 2g~^s , или 2d1=2e+s.

2

Можно также заменить tga его значением, равным 0,4 при
средней величине а —22°.

Произведя эти замены, получим

Q= 150 nLsd1k3 -у mfaac,	(25)

где L — длина зева дробилки в м;

s — ход подвижной щеки в м;

dx— средняя величина кусков, выходящих из дробилки, в м;
к3— коэффициент разрыхления материала, равный 0,25—0,50;

у — объемный вес выходящего материала в т/№ (для извест-
няка в зависимости от плотности 7 = 1,74-2,7);

е — минимальная ширина разгрузочной щели в м.

Производительность дробилки можно определить также по
эмпирическому уравнению [5]

Q=kTq0Le 7 т]час,	(26)

где кт—коэффициент трудности дробления, равный 1, если
в дробилку поступают крупные куски очень твердого
известняка с размером в поперечнике до 0,9В; 1,25 —
при поступлении очень твердого известняка кусками
средней величины или среднего по твердости известня-
ка, но крупными кусками; 1,5—когда в дробилку по-
ступает нетвердый известняк кусками средней величины;

<7о — удельная объемная производительность, отнесенная к еди-
нице площади разгрузочного отверстия (<уо=34О м3]м2);

L и е — в метрах. 6

6. УСИЛИЕ ДРОБЛЕНИЯ И ПОТРЕБЛЯЕМАЯ МОЩНОСТЬ

Усилие дробления щековой дробилки не является постоянной
величиной: при холостом ходе оно равно нулю, а при рабочем —
достигает наибольшей величины. Усилие дробления, производи-
мое подвижной щекой, изменяется и в течение ее рабочего хода:
оно колеблется в значительных пределах из-за непрерывно
меняющейся степени заполнения зева дробилки материалом
и из-за неодинаковой твердости его отдельных кусков.

Для конструирования дробилки и ее практического исполь-
зования необходимо знать величину наибольшего усилия дроб-
ления Р и его среднее значение Рср за полный оборот эксцентри-
кового вала. В зависимости от наибольшего усилия дробления
Р определяют усилия в отдельных частях дробилки, а по средне-
му усилию Рср вычисляют мощность приводного электродвига-
теля.

Определением усилия дробления занимались А. Бонвич [8],
проф. Л. Б. Левенсон [7], Д. И. Беренов [9] и другие исследовате-

ли. Работы этих исследователей,
основанные на теоретических рас-
четах, практических данных и на
некоторых допущениях, позво-
ляют вычислять с достаточной
для практических целей точ-
ностью усилие дробления, кото-
рое должна производить подвиж-
ная щека дробилки, чтобы раз-
рушать куски материала.

Ниже приводится способ оп-
ределения усилия дробления на
основе исследования работы ще-
ковых дробилок, выполненного
В. А. Бауманом [6]. Предпола-
гается, что Щель между щеками
заполнена кусками материала
так, как это показано на фиг. 14.
рушения верхнего куска, равно

Фиг. 14. График распределения
усилий на куски материала, за-
жатые между щеками.

/силие, необходимое для раз-

P1—pD1L,
где р — величина, пропорциональная пределу прочности дроби-
мого материала.

Подобными же уравнениями определяются усилия, необхо-
димые для разрушения остальных, расположенных ниже кусков.

Полное усилие, которое должна оказать подвижная щека на
материал

P=Pl+P2+P3+Pi=pL(Dl+D2+D3+Di).

Сумма линейных величин, заключенных в скобки, приблизи-
тельно равна высоте неподвижной щеки. Поэтому общее усилие
дробления равно

P=pLH.

Так как практически при работе дробилки ее щель между
щеками заполнена материалом лишь частично, действительное
усилие дробления равно
7

P=pk3LH.	(27)

Опытами установлено, что р= НО кг/см2, а коэффициент
разрыхления материала k, равен всреднем 0,25. Подставив зна-
чения для ри к,в уравнение (27), получим

Р = 27 LH кг,	(28)

где L — длина зева дробилки в см;

Н — высота неподвижной щеки в см.

Уравнение (28) применимо для щековых дробилок с простым
и сложным качанием подвижной щеки.

Так как при работе мощных щековых дробилок с простым
качанием щеки усилия дробления значительны, их целесообраз-
нее выражать в тоннах, а линейные размеры дробилок—в мет-
рах. При этих условиях уравнение для определения усилия дроб-
ления примет вид:

P = 270LH tn.	(29)

Учитывая возможные перегрузки дробилки при попадании
в нее очень твердых кусков материала, расчетное усилие дробле-
ния следует увеличить на 50%. Это усилие принимается при
расчете всех звеньев механизма

PO=\,5-27QLH m.	(30)

Равнодействующая усилий, передаваемых подвижной щекой
на материал [6], расположена на горизонтали, которая разделя-
ет неподвижную щеку дробилки пополам, а среднее значение
усилия дробления за полный оборот эксцентрикового вала со-
ставляет 0,2 наибольшего усилия, определяемого по уравне-
нию (29).

Приняв Рср = 0,2 Р и обозначив ход нижней кромки подвиж-
ной щеки через s и число оборотов эксцентрикового вала через
п, мощность, потребляемую дробилкой, можно выразить урав-
нением

где т) — механический к. п. д. пр iводного механизма дрэбилки,
равный в среднем 0,75;

m — коэффициент, учитывающий, какую часть хода щеки со-
ставляет путь точки приложения равнодействующей
усилий дробления; т=^ (см. фиг. 14).

Для дробилок с простым качанием подвижной щеки конст-
рукции УЗТМ коэффициент tn =0,57 -4-0,60.
Подставив в уравнение (31) значения т = 0,57 и-») =0,75, най-
дем; что для дробилок с простым качанием подвижной щеки по-
требная мощность

Nn—§,7LHsn кет.	(32)

Мощность электродвигателя выбирается приблизительно на
50% больше расчетной потребной мощности. Такой запас необ-
ходим для преодоления возможных временных перегрузок дро-
билки при работе и для облегчения пуска дробилки после про-
стоя. При выбранном запасе мощность приводного электродви-
гателя для дробилки с простым качанием подвижной щеки равна

Nn=\0LHsn кет,

(33)

где L, Н, s — в метрах.

Для дробилок со сложным качанием щеки коэффициент
т=0,5, ход щеки s = 2r, где г — эксцентрицитет вала. Подста-
вив значения т и s в выражение (31), получим уравнение для
определения необходимой мощности для приведения в движение
такой дробилки

ол-^то^
"	102-60 0,75

или после сокращений

Nn=\.2LHrn кет.	(34)

Мощность приводного электродвигателя для дробилок этого
типа выбирается равной

Nde=\,5Nn=\8LHrn кет,	(35)

где линейные величины выражены в метрах.

7.	ВАЛКОВЫЕ ДРОБИЛКИ

Основные детали дробилки — валки 1 и 2 (фиг. 15), вращаю-
щиеся навстречу один другому. При вращении валков куски ма-
териала затягиваются в щель между валками, сжимаются ими
и раздавливаются. Подшипники валка 1 установлены на раме
неподвижно, а подшипники валка 2 могут скользить по направ-
ляющим рамы. Между этими подшипниками и упорами рамы 4
помещены пружины 3. Пружины снижают динамичность рабо-
ты дробилки; при попадании в щель твердых кусков материала
пружины, сжимаясь, удлиняют время действия силы на куски.
Наличие пружин способствует также безопасной работе дробил-
ки. Металлические предметы, случайно попавшие в дробилку,
48

Машины для дробления материалов

могут пройти через щель между валками, не разрушая их и дру-
гих деталей установки.	I

Валковые дробилки изготовляются с одной или двумя пара-
ми валков. В последнем случае верхняя пара валков осущест-
вляет предварительное, грубое дробление материала, а вторая —
окончательное, тонкое его измельчение. Степень дроблений двух-
валковой дробилки равна 4—5, а четырехвалковой 16—20.

В зависимости от свойств

Фиг. 15. Схема работы валковой
дробилки.

ки вращаются е одинаковой

с разной окружной скоростью

дробимого материала, рабочая
(наружная) поверхность вал-
ков делается гладкой, рифле-
ной или зубчатой. Валками
с гладкой поверхностью из-
мельчаются твердые мелко-
кусковые материалы, а валки
с зубчатой поверхностью более
пригодны для дробления пла-
стичных материалов, напри-
мер глины.

В большинстве случаев вал
скоростью. При вращении валков
материал подвергается не только

раздавливанию, но и истиранию, что способствует выходу из
дробилки порошкообразного продукта. Для некоторого произ-
водства желательно, а иногда и необходимо часть продукта

получать в виде порошка.

Валковые дробилки применяются в основном для дробления
мягких и мелкокусковых материалов. На цементных заводах
они используются главным образом для измельчения глины пе-
ред ее поступлением в глиноболтушку.

Основной конструктивной характеристикой валковых дроби-
лок являются диаметр и длина их валков, выраженные в милли-
метрах. Чем больше диаметр валков, тем более крупные куски
материала могут затягиваться в щель. На кусок материала,
затягиваемый в щель, действуют две одинаковые по величине
силы Р (см. фиг. 15), направленные перпендикулярно к каса-
тельным, проведенным через точки соприкосновения куска с вал-
ками. Составляющие этих сил, действующие по вертикали вверх,

выталкивают кусок из щели, а возникающие при этом силы тре-
ния между куском и валками, наоборот, затягивают кусок
в щель.

Затягивание куска материала в щель произойдет при усло-
вии, если



2fP cos—>2Р sin—,
2	2
где I — коэффициент трения между валками и материалом;

а —угол, образованный касательными к поверхности валков
в точках соприкосновения куска с валками (угол захвата
дробилки).

'	а

Разделив обе части последнего уравнения на cos~, полу-

чим

/>tgp

Коэффициент трения f можно заменить равной ему величи-
ной — тангенсом угла трения . Тогда

tgcp>tg|-, или а<2ср.	(36)

Следовательно, для затягивания валками кусков материала
необходимо, чтобы угол захвата а дробилки был меньше двой-
ного угла трения <р.

Коэффициент трения дробимых материалов о валки равен
0,3—0,45, угол захвата соответственно составляет 34—48°.

Из фиг. 15 следует, что

или

а
COS—,
2

2	2 '22/

D }-e=(D-|-d)cos^-,

где е — ширина щели между валками;
d — размер поступающих кусков.
Разделив обе части равенства на d, получим

Отношение -j- представляет собой величину, обратную сте-
пени дробления, которая для валковых дробилок равна в сред-
нем 4. Таким образом, последнее уравнение можно записать так:

откуда отношение диаметра валка к диаметру поступающего
куска равно

cos— —0,25

D 2

d	а

1—cos—
2

(37)
Коэффициент трения f между кусками твердой породы
и гладкими стальными валками равен приблизительно 0,3.уЭ'
а	/

'ТО-

му значению соответствует угол-2-=17°.
а

cos — в уравнение (37), получим

Подставив значение
/

D
d

18.

Следовательно, для нормальной работы валковой дробилки
с гладкими валками на твердых породах необходимо, чтобы
диаметр валка примерно в 18 раз превышал диаметр поступаю-
щих в дробилку кусков материала. Соотношение между диамет-
ром валка и величиной дробимых кусков снижается до 10—12,
если валки имеют рифленую рабочую поверхность, и еще боль-
ше, если они имеют поверхность зубчатой формы. При дробле-
нии мягких пород зубчатые валки могут захватывать куски ма-
териала, равные по величине 0,25—0,4 диаметра валка.

Производительность валковой дробилки определяется пло-
щадью щели между валками и скоростью движения материала,
равной окружной скорости вращения валка. Производитель-
ность может быть выражена уравнением

Q=3600£(e+s)t»T т]час,
или

Q= \88LD(e+s)kjiт)час,	(38)

где L — длина валка в лц

е — ширина щели между валками в л;

s — упругая осадка пружин при дроблении материала в м;
nDn ,

v — окружная скорость валка, п=-^- м/сек;

D — диаметр валка в м;

к3 — коэффициент разрыхления материала, равный 0,25—0,3;
п — число оборотов валка в минуту;

•у — объемный вес материала в

Производительность дробилки находится в прямой зависимо-
сти от числа оборотов ее валков. Однако при чрезмерно большом
числе оборотов происходит проскальзывание валков относитель-
но кусков материала, что вызывает истирание валков, повышение
расхода электроэнергии и переизмельчение материала. С увели-
чением числа оборотов валков усиливаются также их вибрации
и ускоряется износ деталей приводного устройства дробилки.
Обычно дробилки работают с окружными скоростями валков
0,5—8 м/сек.

Мощность, необходимая для вращения валков, выбирается
на основе данных, полученных при эксплуатации действующих
дробильных установок. Чем мельче дробится материал, тем боль-
шая мощность расходуется дробилкой. На измельчение 1 т мате-
риала в валковой дробилке расходуется 0,4—3 кет мощности
приводного электродвигателя, при этом меньшие величины от-
носятся' к крупному дроблению, а большие — к мелкому.

Конструктивные различия между валковыми дробилками
определяются, главным образом, устройством их валков. Валки
собираются из отдельных посаженных на валы стальных дисков

Фиг. 16. Схема валковой дробилки 1100х'ООО мм.

или представляют собой пустотелые чугунные барабаны с на
детыми на них стальными бандажами, которые при износе могут
заменяться новыми. Валковые дробилки различаются также схе-
мами приводных устройств.

На фиг. 16 приведена схема одной из наиболее распростра-
ненных на отечественных цементных заводах валковых дроби-
лок, предназначенных для измельчения глины. Каждый валок
дробилки состоит из двух частей: центральной, представляющей
собой пустотелый чугунный барабан 2, и наружной, собранной из
отдельных кольцеобразных стальных дисков 3, рабочие поверх-
ности которых снабжены зубьями. Зубчатые диски стягиваются
болтами 9 и крепятся на барабанах при помощи торцовых дис-
ков 4 и болтов 5. Левый валок уложен в неподвижно установлен-
ные подшипники, а подшипники правого валка свободно распо-
ложены в направляющих рамы. Между каждым из подшипни-
ков и упором рамы 7 помещена спиральная пружина 8. На кон-
цы валков насажены одинаковые зубчатые колеса 6.

Ведущий валок с неподвижно установленными подшипника-
ми получает движение от приводного электродвигателя через
шкив клиноременной передачи 1 и две пары открытых цилинд-
рических зубчатых колес. Приводной механизм дробилки и ее
валки крепятся на раме, сваренной из швеллеров.

Производительность дробилки по глине равна 35—50 т/час
при ширине разгрузочной щели 100 мм и максимальном разме-
ре поступающих кусков 600 мм. Потребная мощность для вра-
щения валков равна 26—30 кет. Окружная скорость зуба валка
составляет 0,86 м/сек.

8.	МОЛОТКОВЫЕ ДРОБИЛКИ

На отечественных и на большинстве зарубежных цементных
заводов молотковые дробилки являются основными установка-
ми для вторичного измельчения известняка и дробления угля,
если завод работает на твердом топливе. Молотковые дробилки
дают высокую степень измельчения материалов, доходящую до
15—20. Они несложны по конструкции, просты в обслуживании,
невелики по размерам и производительны. Однако эти дробилки
имеют большое количество изнашивающихся деталей и непри-
годны для дробления влажных и пластичных материалов, так
как их разгрузочные решетки быстро замазываются такими
материалами.

Куски материала в молотковых дробилках разрушаются
главным образом в результате ударов, производимых быстро-
вращающимися стальными молотками. У большинства дробилок
молотки шарнирно связаны с несущими деталями — коро-
мыслами. Реже применяются молотковые дробилки с жестко
прикрепленными к массивному вращающемуся ротору молотка-
ми в виде стальных бил. В отличие от обычных молотковых, та-
кие дробилки называются дробилками ударного действия.

Молотковые дробилки различаются также конструкцией их
загрузочных и разгрузочных решеток. В одних случаях дробил-
ки оборудуются и загрузочными и разгрузочными решетками,
в других устанавливаются лишь разгрузочные решетки и, нако-
нец, применяются молотковые дробилки без решеток. Размеры
кусков продукта, получаемого при работе дробилок без решеток,
колеблются в широких пределах. Они, как правило, работают по
замкнутому циклу с включением в схему их работы грохотов.

Молотковые дробилки с загрузочными решетками — это
в большинстве случаев тихоходные установки, предназначенные
для разрушения крупных твердых кусков известняка с размером
в поперечнике до 400—600 мм.

Быстроходные, приводящиеся в движение непосредственно от
электродвигателей молотковые дробилки без загрузочных реше-
ток используются для измельчения более мелких и менее креп-
ких кусков известняка.

Фиг. 17. Схема однороторной молотковой дробилки 1950x1600 мм.

На фиг. 17 приведена схема одной из наиболее распростра-
ненных на отечественных цементных заводах однороторных ти-
хоходных молотковых дробилок конструкции завода им. Тельма-
на (ГДР). Дробилка оборудована загрузочной и разгрузочной
решетками. Диаметр ротора этой дробилки (расстояние между
крайними точками противоположных молотков в их
рабочем положении) составляет 1950 мм, а его длина — 1600мм.

Горизонтальный вал дробилки шестигранной формы опира-
ется на три подшипника скольжения с кольцевой смазкой. Коро-
мысла 1 дробилки, несущие на своих концах молотки 2 призма-
тической формы, свободно надеты на вал. Коромысла имеют
форму равносторонних треугольников и расположены на валу
под углом 60° один относительно другого. Таким путем достига-
ется более равномерное распределение молотков по окружности
вращения и увеличивается число подвешенных молотков по
сравнению с дробилками, оборудованными двухконцевыми
призматическими коромыслами.

Колосники загрузочной решетки 3 и наклонно установленная,
составленная из стальных плит стенка 4 образуют корзину для
приема кусков известняка. Верхними концами колосники упи-
раются в выступ корпуса дробилки и крепятся к нему болтами.
Нижние концы колосников входят в пазы опорного стального
бруса 5. Болт 6, вставленный в сквозное отверстие, просверлен-
ное в брусе, связывает колосники в одну общую жесткую систе-
му. Расстояние между колосниками в 1,5—2 раза превышает
толщину молотка, поэтому при вращении вала молотки свобод-
но проходят между колосниками, а концы их выступают за ре-
шетку.

Разгрузочная решетка состоит из двух частей, нижние концы
которых опираются на стальную балку 8 квадратного сечения,
а верхние предохраняются от бокового смещения при помощи
упорных винтов 10 через промежуточные, свободно лежащие на
своих подставках брусья 11. Решетка набирается из стальных
кованых колосников трапецеидального сечения. В зависимости
от требующейся крупности кусков дробленого продукта, зазоры
между колосниками выбирают от 15 до 30 мм. При замене ста-
рой решетки новой освобождают упорные винты 10, при этом
брус 11 смещается наружу, и решетка выпадает из своего гнез-
да. В стальной литой нижней части корпуса имеются боковые
люки, закрытые крышками 9. Через эти люки производится уда-
ление из дробилки изношенных разгрузочных решеток и установ-
ка новых.

Верхняя часть корпуса, изготовленная из стального листа,
опирается на две продольно направленные балки 7. С внутрен-
ней стороны верхняя часть корпуса отфутерована стальными
плитами 12 ступенчатой формы. Стальные плиты 13, снабженные
радиально направленными рифами на рабочей поверхности (на
фиг. 17 не показаны), служат футеровкой торцовых стенок кор-
пуса.

На концы горизонтально расположенного вала дробилки
посажены легкие маховики. Один из маховиков служит одно-
временно шкивом для плоского ремня. Посадка шкива на вал
предусматривается с промежуточной втулкой. Втулку жестко
закрепляют на валу при помощи шпонки, а шкив, посаженный
на втулку, соединяют с ней при помощи двух-четырех пальцев.
Пальцы вставляют в отверстия, рассверленные во фланце втул-
ки и в ступице шкива. Шкив, соединенный таким путем с валом,
предохраняет дробилку от разрушения при сильной перегрузке
материалом и при попадании в нее недробимых предметов. При
значительной перегрузке дробилки пальцы срезаются и шкив
получает свободное вращение; принудительное вращение ротора
вследствие этого прекращается. В зависимости от твердости
дробимого материала пальцы выбираются деревянные, чугунные
с большей или меньшей проточкой в средней части или стальные
трубчатые, также с проточкой посредине. Подобными предохра-
нительными приспособлениями оборудуется большинство молот-
ковых дробилок.

При вращении вала молотки дробилки, располагаемые под
действием центробежной силы в радиальном направлении, про-
изводят сильные удары по кускам материала, которые находят-
ся на колосниках загрузочной решетки. Разрушенные, мелкие
куски проваливаются через решетку и во время падения подвер-
гаются дополнительным ударам вращающихся молотков и час-
тично коромысел. На колосниках разгрузочной решетки куски
материала снова испытывают ударное и истирающее воздейст-
вие молотков. Так как зазор между торцовой стороной вращаю-
щегося молотка и рабочей поверхностью разгрузочной решетки
равен только 20—25 мм, то здесь осуществляется вторичное, мел-
кое дробление материала. Измельченный материал провалива-
ется через зазоры между колосниками разгрузочной решетки
и попадает в приемную течку транспортера.

При ширине щелей между колосниками разгрузочной решет-
ки, равной 26—30 мм, производительность дробилки при дробле-
нии известняка средней твердости составляет 80—100 т/час. Ско-
рость вращения вала равна 200 об/мин. Вес молотка равен 52 кг.

Быстроходные молотковые дробилки работают с 750—
1000 об/мин. Ротор дробилки получает вращение непосредствен-
но от электродвигателя. Отсутствие устройств для снижения
числа оборотов приводного электродвигателя и загрузочных
решеток значительно упрощает конструкцию и облегчает эксплу-
атацию быстроходных дробилок по сравнению с тихоходными
молотковыми дробилками.

На некоторых отечественных цементных заводах работают
быстроходные молотковые дробилки конструкции завода
им. Тельмана (ГДР). Ротор дробилки диаметром 1400 мм и дли-
ной 1350 мм составлен из стальных дисков, посаженных на го-
ризонтально расположенный вал и стянутых между собой при
помощи четырех стальных тяг. Ротор жестко соединен с валом
при помощи шпонок. В зазоры между дисками, которые больше
в центральной части и меньше в периферической, помещено че-
тыре ряда молотков. Молотки свободно подвешены на стальных
стержнях, пропущенных через отверстия в дисках. Чтобы можно
было изменять зазор между вращающимися молотками и колос-
никами разгрузочной решетки, в дисках ротора, кроме рабочих,
предусмотрено два ряда дополнительных отверстий под несущие
стержни молотков, расположенных на разном расстоянии от оси
вращения ротора.

Разгрузочная решетка, состоящая из колосников трапеце-
идального сечения, опирается на продольно направленные тав-
ровые балки.

Внутренняя поверхность корпуса дробилки, обращенная
к движущимся молоткам, защищена от износа массивными бро-

Фиг. 18. Схема быстроходной молотковой дробилки
1400X1350 мм.

неплитами. С рабочей стороны бронеплитам придана ступенча-
тая форма, способствующая более быстрому разрушению кусков
материала при ударах их о плиты. Слишком твердые куски ма-
териала и металлические части, случайно попавшие в дробилку,
ударами вращающихся молотков перемещаются в пространство
1 (фиг. 18) и попадают в карман 3, не вызывая разрушения час-
тей дробилки.

В боковых и торцовых стенках стальной литой станины дро-
билки имеются люки, закрытые крышками. Через люки 2 из
дробилки удаляются уловленные в ней недробимые предметы,
а через люки торцовых стенок производится замена износивших-
ся молотков. Для этой цели стержни вытягиваются из своих
гнезд и с них снимаются негодные молотки, после этого стержни
вдвигаются в гнезда и одновременно на них насаживаются но-
вые молотки
Ротор дробилки, уложенный в сферические двухрядные под-
шипники, делает 720 об/мин и приводится в движение от электро-
двигателя мощностью 200 кет. При ширине щелей между колос-
никами 25—30 мм производительность дробилки при работе на
известняке средней твердости равна 60—80 т[час.

На фиг. 19 приведена схема быстроходной молотковой дро-
билки типа ДМПП 1200ХЮ00 мм, выпускаемой отечественными

.5

Фиг. 19. Схема быстроходной молотковой дробилки
ДМПП 1200x1000 мм.

машиностроительными заводами и предназначенной для дроб-
ления влажных и вязких материалов. От других молотковых дро-
билок дробилка ДМПП отличается наличием в ней подвижной
дробящей плиты 1, которая по конструкции является настилом
наклонно расположенного пластинчатого транспортера и движет-
ся сверху вниз со скоростью 0,13 м]сек. Вращение ротора дро-
билки совершается в одном направлении с движением подвиж-
ной плиты.

Ротор дробилки собран из стальных дисков, между которы-
ми введены промежуточные кольца. Три ряда молотков ротора
подвешены к стержням 3, пропущенным через отверстая в дис-
ках. Кроме рабочих, в дисках имеется еще три ряда запасных
отверстий, отстоящих на разном расстоянии от оси вращения.
Пропуская стержни через тот или другой ряд отверстий, мож-
но менять зазор между вращающимися молотками и подвижной
дробящей плитой. Чтобы усилить воздействие удара молотка
на материал, под подвижной плитой помещена стальная непо-
движная массивная плита 2.
В дробилке нет загрузочной решетки, а разгрузочную можно
вынуть из пазов и работать без нее при измельчении вязкого
материала. Это упрощает конструкцию дробилки и ее эксплуа-
тацию. Размер кусков продукта, выходящего из дробилки, опре-
деляется зазором между молотками и подвижной плитой. Нали-
пающий на подвижную плиту материал сбрасывается с нее при
огибании ею нижней звездочки и соскребается полкой неподвиж-
ного швеллера 4. Таким образом, подвижная дробящая плита
одновременно служит очистным устройством.

В дробилке имеется второе очистное устройство 5, вмонтиро-
ванное в ее внутреннюю полость и по конструкции являющееся
также пластинчатым транспортером, но установленным верти-
кально. Отбрасываемый вращающимися молотками материал
при ударе о движущийся настил транспортера теряет свою ско-
рость и падает вниз на транспортер готовой продукции (на фиг.
19 не показан). Та часть материала, которая налипает на настил,
отделяется от него при огибании им звездочек, а также во время
прямолинейного движения пластин вследствие перемещения их
друг относительно друга.

Молотковая дробилка с подвижными плитами (ДМПП) хоро-
шо зарекомендовала себя при работе на вязких и влажных мате-
риалах. Измельчение таких материалов обыкновенными молот-
ковыми дробилками вызывает замазывание решеток и остановку
дробилок. Например, на Брянском цементном заводе дробилка
ДМПП непрерывно работает с 1955 г. на измельчении трепела
с влажностью до 32%. При поступлении кусков размером в по-
перечнике до 250 мм дробленый продукт имеет размер частиц
в поперечнике 0—12 мм, редко проскакивают куски размером до
25 мм.

Дробилка ДМПП соединяется непосредственно с валом при-
водного электродвигателя, ее ротор вращается со скоростью
735 об/мин., мощность двигателя составляет 155 кет. Производи-
тельность дробилки по данным завода-изготовителя равна 200—
250 т/час. В настоящее время изготовляются еще более мощные
дробилки такого типа производительностью 400—500 т/час.

9.	ДРОБИЛКИ УДАРНО-ОТРАЖАТЕЛЬНОГО ДЕЙСТВИЯ

Как уже отмечалось, на некоторых отечественных и на мно-
гих зарубежных цементных заводах для дробления известняка
применяют дробилки ударно-отражательного действия. Дробил-
ки этого типа могут быть использованы также для предвари-
тельного дробления клинкера перед поступлением его в мель-
ницы.
Фиг. 20. Схема работы дробилки
ударно-отражательного действия.

Дробилки ударно-отражательного действия получили рас-
пространение в последние 10—15 лет благодаря простоте конст-
рукции и высоким производственным показателям. Основой та-
кой дробилки служит массивный, горизонтально расположенный
барабан 5 (фиг. 20). По образующим барабана на одинаковом
расстоянии одна от другой расположены невысокие лопасти 4,
являющиеся рабочими сменными деталями дробилки.

Над барабаном свободно
подвешены две отражатель-
ные стальные плиты 1 и 2,
каждая из которых с ниж-
ней стороны покрыта броне
листом. Вращающийся ба-
рабан дробилки и ее отра-
жательные плиты заключе-
ны в кожух, отфутерован-
ный с внутренней стороны
стальными бронелистами.

Материал, подлежащий
дроблению, подается во
внутреннюю полость дро-
билки через питательную
течку. Для отделения от по-
ступающего материала ме-
лочи в течке установлена
решетка 7.

При вращении барабана, окружная скорость которого в зави-
симости от крупности поступающих кусков и требуемой тонко-
сти продукта равняется 12—70 м!сек, куски материала при по-
мощи лопастей отбрасываются вперед, по направлению враще
ния барабана и, ударяясь о первую отражательную плиту, раз-
рушаются. Полученные более мелкие куски снова падают на
барабан, опять отбрасываются его лопастями и, ударяясь теперь
о первую и вторую отражательные плиты, а также один о дру-
гой, еще более измельчаются. Материал разрушается также при
ударе о заднюю стенку 3 корпуса дробилки. Измельченные кус-
ки материала — готовый продукт — выпадают из дробилки че-
рез разгрузочное отверстие 6.

В эксплуатации находятся дробилки ударно-отражательного
действия, которые дробят куски материала размером в попереч-
нике до 1350 мм [12]. Дробилки этого типа имеют высокую сте-
пень измельчения, равную 40—50, и большую производитель-
ность. Так, при поступлении кусков известняка объемом до 1 м3
и при тонкости размола материала, характеризуемой остатком
10% на сите с ячейкой 25 мм, дробилка выпускает в час 180 т
материала. В этих дробилках материал измельчается до кусков
размером в поперечнике 2 мм.

Так как в дробилке нет разгрузочной решетки и ее отража-
тельные плиты подвешены свободно, исключается возможность
поломки деталей дробилки из-за попадания в ее внутреннюю
полость вместе с материалом металлических частей.

Дробилки ударно-отражательного действия имеют небольшой
вес, минимальное количество быстро изнашивающихся деталей,

Фиг. 21. Схема дробилки ударного действия СМ-559.

меньший по сравнению со щековыми, молотковыми и даже ко-
нусными дробилками удельный расход электроэнергии и боль-
шую производительность.

На фиг. 21 приведена схема дробилки СМ-559, изготовляе-
мой Выксунским заводом дробильно-размольного оборудования.
В длинном сварном корпусе дробилки помещены два массивных
ротора 9, вращающихся навстречу один другому. Роторы приво-
дятся в движение от отдельных электродвигателей 3. В пазах,
направленных вдоль образующих роторов, вставлены и при по-
мощи клиньев закреплены била 11. Била одного ротора смеще-
ны относительно бил другого на 90°.

Справа и слева от роторов установлено по две решетки, со-
ставленных из свисающих параллельных колосников. Колосники
8 верхних решеток при работе неподвижны, а колосники 6 ниж-
них при ударах кусков материала могут отклоняться и вновь
возвращаться в исходное положение под действием упругих пру-
жин 2 и 4. Буфера 5 ограничивают перемещение колосников под
действием пружин.

Материал, подлежащий измельчению, поступает в дробилку
через загрузочную корзинку 1. Концы цепей, навешенные в кор-
зинке, снижают скорость движения кусков при их поступлении
в дробилку и препятствуют выносу мелочи из дробилки при ее
работе.

Куски материала, падающие на вращающиеся била, с боль-
шой скоростью отбрасываются ими к верхним решеткам. Ударя-
ясь о колосники решеток, куски разрушаются. Часть разрушен-
ных кусков, отражаясь от колосников, вновь падает на била и
еще раз отбрасывается ими на колосники. Большая же часть
разрушенных кусков попадает в зазор между вращающимися
билами и нижними решетками. Здесь куски материала разбива-
ются и истираются билами и, проваливаясь через зазоры между
колосниками, попадают на транспортер готовой продукции (на
фиг. 21 не показан).

Мелкие куски при отбрасывании билами проносятся через
щели между колосниками верхних решеток, ударяются о верти-
кально установленные очистные устройства — пластинчатые
транспортеры 7 — и, теряя скорость, также падают на транспор-
тер готовой продукции. Налипший на пластины очистных
устройств материал удаляется с пластин при дальнейшем дви-
жении вместе с ними и при огибании ими верхней и нижней
звездочек.

Регулирование тонкости дробления материала осуществляет-
ся двумя путями: а) установкой решеток с щелями разной шири-
ны и б) изменением ширины зазора между нижними решетка-
ми и вращающимися билами. Предусмотрена также возможность
изменения утла наклона верхних решеток, чтобы в зависимости
от физических свойств дробимого материала достигать наиболь-
шего разрушения кусков при ударе о колосники решетки. Для
этого в корпусе дробилки, кроме рабочих гнезд, рассверлены
еще запасные гнезда 10 для нижних осей колосников верхних
решеток.

Дробилки СМ-559 предназначены для измельчения горных
пород твердостью до 1500 кг/см2 с размером кусков в попереч-
нике до 1000 мм [13].
Основные показатели, характеризующие работу дробилок

Окружная скорость бил в м/сек.................. 20, 30, 40

Число оборотов роторов в об/мин. ......	313 , 470, 625

Скорость движения очистных устройств в м/сек. . .	0,08

Ширина щелей между колосвиками решеток в мм 70 , 95, 150 и 200
Предел регулировавия зазоров между билами и

нижними решетками в ли ...........................до 200

Мощность каждого приводного электродвигателя в кет . .	75

Производительвость дробилки в зависимости от свойств

измельчаемого материала в т/час ...	........ 200—400

Можно предполагать, что роль дробилок ударного действия
при производстве цемента в ближайшие годы значительно воз-
растет.

10.	РАБОЧИЕ ДЕТАЛИ МОЛОТКОВЫХ ДРОБИЛОК

Большое количество быстроизнашивающихся деталей — ос-
новной недостаток молотковых дробилок. При работе таких
дробилок быстрому износу подвержены их молотки, колосники
загрузочной и разгрузочной решеток, боковые и промежуточные
балки решеток, коромысла и броневые плиты. Быстрый износ
рабочих деталей молотковых дробилок снижает коэффициент
их использования и повышает расходы на эксплуатацию. Так
как рабочие детали приходится часто менять, при конструиро-
вании им придается простая, удобная для отливки и обработки
форма. В конструкции дробилок предусматривается возможность
быстрого ремонта.

Молоток — основная рабочая деталь дробилки. Форма мо-
лотка, его вес и материал, из которого он изготовлен, влияют на
производительность дробилки. Наиболее часто применяются
плоские молотки трапецеидальной и призматической формы
(фиг. 22,а, б). Простота изготовления таких молотков является
их основным преимуществом по сравнению с молотками других
конструкций. В практических условиях эти молотки вырезаются
газопламенными горелками из листовой стали соответствую-
щей толщины, а затем в них рассверливаются отверстия, в ко-
торые впрессовываются оси. Концами осей молотки подвеши-
ваются к коромыслам. Оси изготовляются обычно из углероди-
стой стали марок Ст. 4 и Ст. 5.

Молоток более сложной конструкции (фиг. 22, в), применяе-
мый в дробилках типа ДМПП, состоит из двух щек и бойка.
Нижние концы парных щек загнуты под прямым углом в проти-
воположные стороны. Загнутыми концами щеки вводятся в пря-
моугольные отверстия бойка и стягиваются затем болтом. При
такой конструкции молотка имеется возможность, многократно
используя его щеки, заменять новым лишь один наиболее быст-
роизнашивающийся боек.

Износ молотков сопровождается уменьшением их веса и, сле-
довательно, живой силы при вращении, что приводит к снижению
ударного воздействия молотка на куски материала. Так как
молотки изнашиваются неравномерно, то в результате их износа
вращающийся ротор теряет балансировку, что вредно отражает-
ся на работе его подшипников. У мощных молотковых дробилок

Фиг. 22. Рабочие детали молотковых дробилок:
а, б ив — молотки; гид — колосники разгрузочной решетки; е — коромысла.

молотки имеют большой вес. Например, у дробилки
1950X1600 мм молоток весит 52 кг.

Конструкция и состояние колосников разгрузочной решетки
также оказывают большое влияние на производительность дро-
билки и коэффициент использования ее. По мере износа колос-
ников и расширения щелей между ними нарушается установлен-
ный режим работы дробилки: из нее начинает выпадать более
крупный, чем требуется, материал.

Колосники разгрузочных решеток представляют собой брусья
треугольного или трапецеидального сечения (фиг. 22, г, д).
Своими концами колосники вставляются в отверстия боковых
плоских балок (см. фиг. 17), а средней частью опираются на
промежуточные балки. Для усиления жесткости решеток их
балки стягиваются болтами. Собранные таким путем запасные
решетки устанавливаются взамен изношенных.

Колосники загрузочной решетки истираются меньше, чем
другие рабочие детали дробилки, но зато они испытывают силь-
ные ударные нагрузки при падении на них с питателей крупных
кусков материала. Из-за этого колосники нередко разрушаются,
что должно учитываться при их конструировании.

Коромысла дробилок изготовляются треугольной (см. фиг. 17)
или прямоугольной формы (фиг. 22, е). На концах коромысел
рассверливаются отверстия, в которые затем впрессовываются
втулки из твердой стали или модифицированного чугуна. При
сдвигании двух соседних коромысел молотки своими осями вхо-
дят в эти отверстия. Таким образом, молотки свободно подвеши-
ваются между парными коромыслами. Коромысла не воздей-
ствуют непосредственно на измельчаемый материал, однако их
концы омываются мелкими кусками и истираются ими.

Все рабочие детали молотковых дробилок изготовляются из
вязкой стали, хорошо сопротивляющейся истиранию (вырезают-
ся из прокатанных листов или отливаются с последующей про-
ковкой или штамповкой). Молотковые дробилки с литыми не-
прокованными рабочими деталями не могут работать с высоким)
коэффициентом использования из-за быстрого износа этих де-»
талей. Изготовление рабочих деталей из высокомарганцовистой
стали и широкое применение наплавки истирающихся деталей
тонким слоем сталинита в 2—3 раза увеличивает сроки работы
молотковых дробилок без ремонта.

11.	ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ молотковой ДРОБИЛКИ

Несмотря на широкое использование молотковых дробилок
во многих отраслях промышленности и особенно в цементной,
еще не сделано теоретическое обоснование работы этих машин,
которое позволило бы определить наивыгоднейшую скорость их
вращения, производительность, необходимую для вращения
мощность и усилия в рабочих частях. Определение этих показа-
телей производится пока лишь на.основе практических данных

Практикой использования молотковых дробилок установле-
но, например, что их производительность почти пропорциональна
ширине щелей между колосниками разгрузочной решетки, мало
зависит от крупности поступающих кусков, уменьшается при
возрастании твердости дробимого материала и резко снижается
с увеличением его влажности и закарстованности. Весной
и осенью молотковые дробилки работают на цементных заводах,
как правило, с меньшей производительностью и с более низким
коэффициентом использования, чем летом и зимой. Замазывание
разгрузочной решетки дробилки из-за большой влажности по-
ступающего в нее известняка приводит не только к снижению
производительности дробилки, но часто и к простою ее из-за
очистки решетки.

Чтобы получить продукты с размерами кусков в поперечни-
ке 15—20 мм, ширину щелей между колосниками разгрузочных
решеток выбирают равной 25—30 мм, т. е. приблизительно в-
1,5 раза больше среднего размера кусков продукта (колосники
трапецеидального или треугольного сечения). По мере износа
колосников и возрастания ширины щелей это соотношение по-
степенно увеличивается до 2—2,5, при этом изношенная решетка
должна заменяться новой.

Колосники изнашиваются неравномерно по своей длине; бо-
лее сильно на участках, расположенных под вращающимися
молотками, и меньше на промежуточных участках. Характер
и интенсивность износа колосников свидетельствуют о том, что
истирание материала на колосниках имеет большое значений
в общем процессе его разрушения в дробилке, и о главной роли
вращающихся молотков в эвакуации измельченного материала
через решетку: частицы материала продавливаются молотками
через щели решетки, отчего кромки ее колосников истираются
и округляются.

В разгрузке продукта через решетку определенную роль иг-
рает также радиальная составляющая окружной скорости час-
тиц материала, которую они приобретают в результате ударов
по ним вращающихся молотков. Наблюдения за разгрузкой дрО
билки показывают [14], что часть продукта выбрасывается через
ее решетку со значительной скоростью, следовательно, эта чаётЬ
продукта не продавливается через щели решетки, а свободно
проходит через них.

Кроме отмеченного, на производительность дробилки влия-
ет степень износа ее молотков, величина радиального зазора
между молотками и колосниками разгрузочной решетки и ха-
рактер загрузки материала в дробилку.

Производительность дробилки снижается с изменением
формы молотков вследствие их неравномерного износа. После
замены износившихся молотков новыми дробилка работает
обычно С повышенной производительностью. Более производи-
тельно она работает и тогда, когда дробимый материал подает-
ся в нее равномерно.

Радиальный зазор между молотками и колосниками решетка
У дробилок, используемых для дробления известняка, приблизив
тельно равен ширине щелей разгрузочной решетки, т... ё.
25—30 мм. Так же, как и ширина щелей, радиальный зазор по-
степенно увеличивается из-за износа молотков и колосников;
>производительность дробилки при этом снижается. Уменьшение
радиального зазора между молотками и колосниками также
сопровождается снижением производительности дробилки с од-
новременным небольшим возрастанием степени измельчения
материала.

При дроблении известняка средней твердости производи-
тельность однороторной молотковой дробилки, оборудованной
разгрузочной колосниковой решеткой, может быть приближенно
определена по уравнению

Q=LDe m/час,	(39)

где L — длина ротора дробилки в м;

D — диаметр ротора в м;

£ — ширина щелей между колосниками разгрузочной ре-
шетки в мм.

Более точно производительность молотковых дробилок на-
ходят на основе практических данных.

По удельному расходу электроэнергии молотковые дробилки
экономичнее щековых, валковых и даже конусных. Объясняется
это тем, что удар вызывает более эффективное разрушающее
воздействие на куски материала, чем раздавливание и исти-
рание.

При дроблении известняка с размером кусков в поперечнике
ло 10—20 мм расходуется 1,5—2,5 кет электроэнергии на одну
тонну продукта. Большие значения относятся к более твердому,
а также к влажному и закарстованному известняку.

Приближенно мощность приводного электродвигателя мо-
лотковой дробилки можно вычислить по эмпирическому урав-
нению [15]

W=(0,1-Н), 15) IQ,	(40)

где i — степень измельчения материала;

Q — производительность дробилки в т/час.

12.	КОНУСНЫЕ ДРОБИЛКИ

В конусных дробилках может производиться грубое, сред-
нее и мелкое дробление твердых материалов. Конусные дро-
билки имеют большую производительность, значительную сте-
пень дробления (7—10) и меньший, по сравнению с дробилками
других типов, удельный расход электроэнергии. К отрицатель-
ным качествам конусных дробилок относится сложность их
устройства, обслуживания и ремонта, а также закрытое, недо-
ступное для наблюдения расположение многих рабочих деталей.

По конструкции конусные дробилки разделяются на дробил-
ки с шарнирно подвешенным валом (фиг. 23, а) и на дробилки
с консольным валом (фиг. 23, б). Дробилки с шарнирно подве-
шенным валом характеризуются высокой производительностью
(2000—3000 т!час) и большими габаритными размерами. Их
высота достигает 14 м, а мощность приводного электродвигателя

Фиг. 23. Схема работы конусной дробилки:
а — с подвешенным валом; б —с консольным валом.

550 л. с. Дробилки с консольным валом менее производительны
и имеют меньшие габаритные размеры. Первые дробилки при-
меняются для грубого, вторые — для среднего и тонкого дроб-
ления.

Основной рабочей деталью конусной дробилки является:
подвижной конус 2, жестко закрепленный на главном валу 3L
Нижним концом главный вал входит в эксцентрично расточен-
ное отверстие стакана 4. Со стаканом жестко связана большая
коническая шестерня 6, находящаяся в зацеплении с ведущей
шестерней 5. При вращении приводного вала и, следовательно,,
стакана, подвижной конус раскачивается вокруг вертикальной
оси дробилки, приближаясь к неподвижному конусу 1 и удалял-
ись от него. При качании внутреннего конуса куски м-атериала.,
находящиеся в щели между конусами, раздавливаются и, посте-
пенно опускаясь, выпадают из дробилки через, разгрузочную
Щель.
Главный вал во время работы дробилки при нормальной ее
-сборке не вращается вокруг своей продольной оси. Если сила
трения между материалом и рабочей поверхностью подвижного
конуса превысит силу трения между соприкасающимися поверх-
ностями нижнего конца вала и эксцентрикового стакана, что
наблюдается редко, то вал вместе с закрепленным на нем внут-
ренним конусом, качаясь вокруг вертикальной оси дробилки,
начнет одновременно вращаться и вокруг собственной про-
дольной оси в направлении, обратном направлению вращения
эксцентрикового стакана. Однако это дополнительное движение
главного вала не изменяет принципа действия конусной дро-
билки.

В конусной дробилке, так же как и в щековой, материал
разрушается в результате раздавливания его между прибли-
жающимися одна к другой дробящими деталями. Разница за-
ключается лишь в том, что в щековой дробилке этими деталями
являются плоские плиты, а в конусной кривые плиты; кроме то-
го, процесс дробления в щековой дробилке осуществляется пе-
риодически, так как ее подвижная щека, помимо рабочего хода,
имеет и холостой,ход, а в конусной дробилке происходит непре-
рывно. Это делает конусную дробилку более производительной
Зло сравнению со щековой. Сжатие кусков материала между
кривыми плитами-конусами облегчает процесс их разруше-
ния, поскольку куски здесь не только раздавливаются, но и из-
гибаются, а изгибу каменные породы сопротивляются чрезвы-
чайно слабо. По этой же причине из конусных дробилок, в про-
тивоположность щековым, не выпадают крупные куски в виде
плоских плиток.

Конусные дробилки с шарнирно подвешенным валом на
отечественных цементных заводах не находят применения, так.
как для грубого дробления известняка используются менее про-
изводительные, но более простые по устройству и обслуживанию
щековые дробилки. Конусные дробилки с консольным валом
используются лишь на некоторых заводах для предваритель-
ного измельчения клинкера перед его поступлением в мельницы.

Основная конструктивная характеристика дробилки с кон-
сольным валом — диаметр ее подвижного конуса, измеренный
у основания и выраженный в миллиметрах.

На фиг. 24 приведена схема дробилки с консольным валом,
предназначенной для среднего дробления. Внутренний, подвиж-
ной конус 13 дробилки закреплен на главном валу 11, который
входит в эксцентрично расточенное отверстие стакана 7. Своей
нижней частью конус опирается на сферический подпятник 14,
расположенный на опорной чаше 12 корпуса дробилки. Нижняя
часть 10 корпуса, имеющая прилив цилиндрической формы,
служит основанием для эксцентрикового стакана. В нее запрес-
сована бронзовая втулка 6. Нижним концом эксцентриковый
стакан опирается на подпятник 8, воспринимающий осевое дав-
ление стакана. Вторая бронзовая втулка 9 вставлена в эксцен-
трично рассверленное отверстие стакана и предупреждает его
износ в случае вращения вала.

Фиг. 24. Конструктивная схема конусной дробилки с консольньм
валом для среднего дробления.

Неподвижный конус 1 дробилки при помощи трапецеидаль-
ной резьбы соединен с регулировочным кольцом 2. Ввертывая
конус в кольцо или вывертывая его из кольца, увеличивают или
уменьшают ширину разгрузочной щели дробилки и, следова-
тельно, величину выходящих из нее кусков материала.
Регулировочное кольцо, опираясь на верхний фланец кор-
пуса дробилки, упруго связано с ним при помощи цилиндрических
пружин 4, которые равномерно расположены вокруг корпуса.
Пружины прижимают кольцо к фланцу корпуса. Когда в рабо-
чее пространство дробилки попадает металлический предмет
или слишком твердый кусок материала, неподвижный конус
поднимается, сжимая при этом пружины, и пропускает недро-
бимый предмет или очень твердый кусок материала через щель,
а затем под действием силы упругости пружин вновь садится на
фланец, производя при этом хлопок по фланцу. Силу упругости
пружин можно регулировать при помощи болтов.

С внутренней стороны к неподвижному конусу подвешена
стальная броня 3. Чтобы усилия, возникающие при дроблении
материала, равномерно распределялись по рабочим поверхнос-
тям конуса и брони, они располагаются с зазором 12—18 мм.
Зазор заливают цинком. Цинковая заливка не разрушается,
если броня регулярно с помощью болтов подтягивается к ко-
нусу. Броня 5 защищает от износа внутреннюю поверхность
подвижного конуса.

В верхней части броня неподвижного конуса имеет ступен-
чатую форму, что облегчает затягивание кусков материала в
щель и их раздавливание. В нижней же части броням подвиж-
ного и неподвижного конуса придается такой профиль, чтобы
ширина щели между ними была постоянной. Так обеспечивается
равномерность гранулометрического состава продукта, выходя-
щего из дробилки.

К торцовой стороне брони, защищающей от износа верхний
конец вала, прикреплена питательная тарелка 15. При качании
конца вала и вместе с ним тарелки материал, подаваемый на
тарелку, равномерно сбрасывается в щель дробилки.

При качании главный вал дробилки описывает каждой сво-
ей точкой окружность. Вследствие этого возникает центробеж-
ная сила, направленная в сторону смещения вала. Одновремен-
но при вращении эксцентрикового стакана, центр тяжести ко-
торого не совпадает с осью его вращения, также возникает
центробежная сила. Эти центробежные силы должны быть
уравновешены. Из-за неуравновешенности центробежных сил
детали дробилки при работе вибрируют, что нарушает проч-
ность их сочленения между собой. Центробежные силы уравно-
вешиваются дополнительной массой — заливкой свинцом части
обода большой конической шестерни.

Одним из больших недостатков конусной дробилки с кон- -
сольным валом является проникновение пыли в зазор между
сферическими поверхностями подвижного конуса и его подпят-.
ника. Чтобы пыль не попадала в этот зазор, дробилки оборуду-
ют специальными уплотнительными приспособлениями гидрав-
лического или механического типа, которые усложняют конст-
рукцию и эксплуатацию дробилок.

Конусные дробилки с консольным валом выпускаются двух
видов: нормальные, предназначенные для среднего дробления,
и короткоконусные — для мелкого измельчения материала. Раз-
ница между ними заключается в форме профиля их рабочих по-
лостей. У нормальных дробилок рабочая полость (вверху) более
широкая, а зона параллельности (внизу) менее длинная, чем
у короткоконусных дробилок.

Производительность конусных дробилок ориентировочно
может быть определена следующим образом. За одно качание
подвижного конуса дробилки с консольным валом количество
раздробленного материала (фиг. 25)

V=~Dle м3,
отсюда производительность дробилки при п качаний ее подвиж-
ного конуса в минуту

Q=60 л Dcp/enfc3 у т]час.

Размер D ср можно принять равным диаметру подвижного
конуса у его основания. Тогда при среднем значении коэффи-
циента разрыхления материала k, , равном 0,45, и длине парал-
лельной зоны Z=0,08 D н уравнение для определения производи-
тельности примет вид:

Ф=6,8£>«тт т]час,	(41)

где линейные величины выражены в м, а объемный вес —
в Т/М3.

По уравнению (41) производительность дробилки определя-
ют приближенно, так как это уравнение не учитывает многих
дополнительных факторов, от которых производительность су-
щественно изменяется, например, характеристику крупности ма-
териала до и после дробления, его твердость и влажность, рав-
номерность поступления материала в дробилку. Более точно
производительность конусных дробилок с консольным валом
находится по данным их эксплуатации с учетом физических
свойств дробимого материала.

В результате совершенствования конструкций созданы конус-
ные дробилки новых типов: дробилка с гидравлической регули-
ровкой ширины разгрузочной щели и конусная дробилка инер-
ционного типа. В дробилке с гидравлической регулировкой от-
сутствуют регулировочное кольцо и пружины, связывающие коль-
цо с верхним фланцем корпуса дробилки. Неподвижный конус
Дробилки здесь непосредственно и жестко соединен с ее корпу-
сом. Нижний конец вала дробилки опирается на плунжер, распо-
ложенный в центральной части эксцентрикового стакана, а внут-
ренняя полость стакана при помощи маслопровода, подведенного

снизу, связана с аккумулятором, в котором находится масло под
Сдавлением [10]. Это позволяет регулировать ширину разгрузоч-
ной щели и опускать подвижной конус.

При попадании в щель и заклинивании там случайно попав-

ших в дробилку металлических предметов или очень твердых
кусков материала давление на подвижной конус резко

возрастает, но аварийной перегруз-
ки деталей дробилки не происходит
потому, что плунжер, сжимая воз-
дух или инертный газ, находящийся
над уровнем масла в аккумуляторе,
опускается и пропускает через щель
попавший в нее металлический пред-
мет.

Фиг. 26. Схема инерционной
конусной дробилки.

Фиг, 25. Схема разгрузки конусной
дробилки с консольным валом.

Накачивая масло под плунжер при помощи специального
насоса или выпуская из-под плунжера часть масла, регулируют
ширину разгрузочной щели дробилки. Приспособление для
гидравлического регулирования ширины щели упрощает конст-
рукцию и эксплуатацию дробилки.

' Особенностью инерционной конусной дробилки является
высокая степень дробления и возможность достижения нулевого
зазора между конуСамй. Куски материала размером в попереч-
нике 150—200 мм могут измельчаться при проходе через эту
дробилку до размера 3—5 мм [И]. Дробилка (фиг. 26) состоит
из станины 6, являющейся одновременно внешним конусом, внут-
реннего подвижного конуса 7, дебаланса 8, закрепленного на
приводном валу 5, и электродвигателя /. Подвижной конус под-
вешен к станине шарнирно. Между валом дебаланса и валом
двигателя вставлен промежуточный карданный вал 3 из двух
частей, соединяющихся между собой шлицами.
При вращении приводного вала дебаланс отбрасывается
центробежной силой к периферии. Вследствие этого подвижной
конус прижимается к неподвижному и раздавливает материал.
Так как направление действия центробежной силы непрерывно
меняется, подвижной конус обкатывается по неподвижному. Ве-
личина зазора между подвижным и неподвижным конусом опре-
деляется величиной кусков поступающего в дробилку материала,
весом дебаланса и числом оборотов приводного вала. При отсут-
ствии материала подвижной конус соприкасается с неподвиж-
ным.

Станина дробилки (неподвижный конус) подвешивается при
помощи четырех стальных тяг 4 к перекрытию или к специальной
опорной раме, что устраняет необходимость уравновешивания
центробежной силы дебаланса. Упругое соединение подвесных
тяг с перекрытием, осуществленное через пружины 2, снижает до
минимума инерционное воздействие вращающегося дебаланса
на дробильную установку.

На цементных заводах инерционная конусная дробилка мо-
жет быть применена для вторичного дробления известняка и осо-
бенно клинкера перед его поступлением в мельницы для размола.

13.	УСИЛИЯ, действующие на детали дробилок

Щековая дробилка. Расчетное усилие дробления Р, дейст-
вующее на неподвижную щеку дробилки, определяется из урав-
нения (30). Для дробилок со сложным качанием щеки установле-
но [16], что точка приложения равнодействующей максимальных
усилий при дроблении расположена примерно на одной трети
высоты камеры дробления, считая от верха зева. Принимаем, что
это справедливо и для дробилок с простым качанием щеки.

Под действием усилия Р (фиг. 27) неподвижная щека дро-
билки изгибается, и возникают разрывающие усилия в боковых
стенках ее корпуса. Так как при работе дробилки равномерность
распределения материала по длине ее зева достигается очень
редко, целесообразнее расчет на изгиб неподвижной щеки вести,
исходя из предположения, что усилие Р является сосредоточен-
ной нагрузкой, приложенной к щеке в ее средней части. Если
корпус дробилки сборный, то его переднюю часть — неподвиж-
ную щеку — следует рассчитывать, как балку, шарнирно соеди-
ненную с боковыми стенками. При сварной конструкции корпу-
са его переднюю часть рассматривают как звено жесткой рамы.

Под действием усилия Р4 подвижная щека дробилки изги-
бается. Направление действия усилия Р4 отклоняется от нормали
к щеке незначительно, поэтому принимаем, что оно направлено
по нормали. Тогда величину усилия Р4 найдем из уравнения
р __ bPcosa

* а-РЬ
где а — угол захвата дробилки.

По величине равнодействующей реактивных сил Рг и Р3 опре-
деляем момент, изгибающий ось подвижной щеки, и удельное
давление на вкладыши ее подшипников. Значения сил Рг и
вычисляются из уравнений:

P,=Psina и Р» =-------.

2	3 а+Ь

Усилие Р4, передающееся от шатуна к подвижной щеке и на-
правленное вдоль левой распорной доски, сжимает эту доску.
По величине усилия Р4 производят расчет на смятие сухарей
доски.

Фиг. 27. Схема распределения усилий на Фиг. 28. Схема распределения
детали щековой дробилки.	усилий на детали валковой

дробилки.

Усилие Р6, направленное вдоль шатуна и растягивающее ша-
тун, определяется из уравнения

р P4sin[180°-(p+T)]

sin 7

Углы Р и Y , соответствующие самому низкому положению
шатуна, являются конструктивными величинами дробилки. По
усилию Р5 производится расчет шатуна на прочность в его опас-
ных сечениях, а также расчет болтов, стягивающих верхнюю
и нижнюю части головки шатуна и работающих на растяжение,
и определяются удельные давления, действующие на нижние
вкладыши подшипников эксцентрикового вала и на верхний
вкладыш головки шатуна.

Под действием усилия Ре, направленного вдоль правой рас-
порной доски, происходит сжатие этой доски. Величина усилия
находится из уравнения

р _ Ръ sin 3
6 ’ sin[180°— (р+т)]

Усилие Р6 производит также давление на детали упора по-
движной щеки и на детали приспособления для регулирования
ширины разгрузочной щели дробилки. По величине усилия Рб
производится расчет этих деталей на прочность.

Валковая дробилка. Наибольшее усилие дробления, возни-
кающее при прохождении кусков материала через щель между
валками, направлено по горизонтали и равно (фиг. 28)

P=pL кг,

где L — длина валков в см;

р — удельное усилие дробления, отнесенное к 1 см длины
валка.

Удельное усилие дробления возрастает с увеличением разме-
ров кусков, поступающих в дробилку. Следовательно, дробилки
с валками большого диаметра, затягивающие в щель между вал-
ками крупные куски материала, работают с большим удельным
усилием дробления, чем дробилки с валками малых и средних
диаметров. Удельное усилие дробления зависит также от твердо-
сти дробимого материала.

Так как загрузка материала по длине щели неравномерна
и куски материала, затягиваемые в щель, неодинаковы по вели-
чине и твердости, целесообразнее удельное усилие дробления
валковых дробилок определять по практическим данным.

Практикой эксплуатации валковых дробилок установлено, что
при валках малого и среднего диаметра их работа совершается
с удельным усилием дробления 2000—4000 кг)см, а при валках
большого диаметра оно достигает 4000—8000 кг/см.

При работе дробилки усилие дробления возрастает от мини-
мальной величины, соответствующей положению валков, когда
ширина щели равна е, до максимального значения, которое со-
ответствует отжатию подвижного валка в крайнее положение при
ширине щели е+Д.е.

Выбрав среднее удельное усилие дробления и определив
его общую величину, подбирают пружины для подвижных под-
шипников. Затем, в зависимости от наибольшей величины
приращения ширины щели, равной осадке пружин, определяют
возможное максимальное усилие дробления и по этому усилию
проверяют прочность выбранных пружин и остальных деталей
дробилки (валов, подшипников, упоров фундаментной рамы для
подшипников и т. д.).

Вал, на который насажен валок дробилки, изгибается уси-
лием дробления Р и скручивается окружным усилием, прило-
женным к зубу приводной шестерни. Если валок имеет конструк-
цию, приведенную на фиг. 28, то усилие дробления, приложен-
ное к валу, является сосредоточенной нагрузкой, действующей
в двух точках. Если валок собран из отдельных дисков, усилие
распределено равномерно по той части длины вала, на которой
расположены диски.

Вал, на который насажен валок, изгибается также под дей-
ствием собственного веса, веса валка и окружного усилия при-
водной шестерни. Однако величины этих дополнительных
внешних нагрузок на вал по сравнению с усилием дробления так
малы, что на конечные результаты расчета они практически не

Фиг. 29. Схема распределения усилий на
детали конусной дробилки с консольным
валом.

ника определяют по действующему

влияют. При расчете ва-
ла на прочность их не
принимают во внимание.

Приведенный момент,
действующий на вал вал-
ка, определяется по урав-
нению

мпр=У м^+м2кр.

Большой нагрузке при
работе валковой дробил-
ки подвержены также
вкладыши подшипников
валов. Удельное давле-
ние на вкладыш подшип-

Р
на него усилию'у .

Конусная дробилка с консольным валом. Усилие дробления
конусной дробилки с консольным валом [5] может быть опреде-
лено из уравнения (фиг. 29)

P—46F т,

где F— площадь боковой поверхности дробящего конуса в м2.

Угол между образующей дробящего конуса и горизонтальной
плоскостью у большинства дробилок с консольным валом выби-
рается равным приблизительно 38°. Вертикальная и горизонталь-
ная составляющие усилия дробления равны

?!=40Е т и Р2=30Е т.
Верхняя подвижная часть (дробящий конус и регулирующее
кольцо) дробилки под действием усилия Р\ приподнимается
вверх; одновременно под действием силы упругости пружин
и собственного веса она опускается вниз, преодолевая усилие
дробления и силу трения Р „ р материала о стальной неподвиж-
ный конус дробилки. Одно из условий равновесия верхней части
дробилки при работе — равенство моментов действующих на нее
сил относительно любой выбранной точки, расположенной в пло-
скости их действия, в том числе и относительно точки А. Соста-
вив алгебраическую сумму моментов сил относительно точки А
и приравняв ее нулю, имеем

Pa + Pmilb-(G+Pl)r^,
или

Pa+jPb — (G+nPi)r = 0,

где Pmp-—сила трения материала о неподвижный конус в /л;

Pi—первоначальная сила затяжки каждой из замыкающих
пружин в т;

п — число пружин;

/—коэффициент трения между материалом и неподвижным
конусом; при дроблении известняка он равен 0,20—0,25;
а, Ь, г — плечи действующих сил (усилия дробления, силы тре-
ния и силы упругости пружин) в м.

Из последнего уравнения определяется число пружин, если
заранее выбирается сила затяжки Pi, или находится сила затяж-
ки Pi, когда задано число пружин. Выбранные таким образом
пружины проверяются на прочность при их максимальном сжа-
тии, что наблюдается при попадании в дробилку очень твердых
кусков материала.

По величине силы Pi проверяют на прочность также болты
пружин, работающие на растяжение и резьбу неподвижного ко-
нуса, связывающую его с регулировочным кольцом. Резьба сре-
зается силой Р\.

Реакция силы Р, производит давление на сферический брон-
зовый вкладыш станины дробилки и является исходной величи-
ной, по которой находится удельное давление на вкладыш. По
горизонтальной составляющей усилия дробления Р2 вычисляют
удельное давление на бронзовый вкладыш эксцентрикового ста-
кана. Эта же сила изгибает вертикальный вал. При неправильной
обработке вала и вкладыша стакана точка приложения реакции
силы Р2 может быть удалена к самому нижнему сечению вала.
Исходя из этого возможного случая и следует вести расчет вала
на изгиб силой Р2.
ЛИТЕРАТУРА

1.	R. Rittinger, Lehrbuch der Aufberitungskunde, Berlin, 1867.

2.	В. Л. К и p п и ч e в, О подобии в упругих явлениях, Собрание сочине-
ний, т. 1, Петроград, 1917.

3.	П. А. Р е б и н д е р, Л. А. Ш р е й н е р, К. Ф. Ж и г а ч, Понизители
твердости при бурении, Изд-во АН СССР, 1944.

4.	W Scheid, Die maschinelle Ausriistung eines modernen Lementwerkes,
«SiliKat-Technik» 9. 1957.

5.	В. А. О л e в с к и й, Конструкции, расчеты и эксплуатация дробилок,
Металлургиздат, 1958.

6.	В. А. Бауман, Некоторые результаты исследования щековых дроби-
лок, «Механизация строительства» № 7, 1954.

7.	Л. Б. Л е б е н с о н, Г. И. П р е й г е р з о н, Дробление и грохочение по-
лезных ископаемых, Гостоптехиздат, 1940.

8.	A. Bonwitch, Antriebsverholtnisse und Kraftespiel am Bachen-Steinbrec-
hern, Berlin, 1933.

9.	Д. И. Б e p e н о б, Дробильное оборудование обогатительных и дробиль-
ных фабрик, Металлургиздат, 1958.

10.	В. Р. К у б а ч е к, 25 лет проектирования и производства горного обо-
рудования на Уралмашзаводе. Сб. «Конструирование горнообогатительного
оборудования», вып. 2, Машгиз, 1958.

И. А. К. Рундквист, Механика инерционной дробилки Механобр,
«Механика и расчет машин вибрационного типа» (материалы совещания),
Изд-во АН СССР, 1957.

42.	В. И. Акунов, Современные вибрационные измельчители без мелю-
щих тел, Промстройиздат, 1957.

13.	М. М. У р у с о в, Дробилка ударного действия СМ-559, «Механизация
•строительства» № 5, 1957.

14.	Б. В. Березин, Зависимость между размерами отверстий решетки
{молотковой дробилки и максимальными размерами частиц продукта, «Горный
журнал» № 8, 1957.

15.	Л. Б. Л е в е н с о н, П. М. Цигельный, Дробильно-сортировочные
машины и установки, Госстроииздат, 1952.

16.	В. А. Баума н, Исследование щековых дробилок, «Механизация
«строительства» № 9, 1950.
ГЛАВА Hl

ШАРОВЫЕ И ТРУБНЫЕ МЕЛЬНИЦЫ

При производстве цемента размолу подвергают сырьевые
материалы, уголь и обожженный клинкер, выходящий из печи
в виде кусков размером в поперечнике 1—20 мм. Материалы
размалываются до высокой степени тонкости. Тонкость размола
сырья и клинкера контролируется, например, ситом № 0085, при-
чем остаток просева на этом сите не должен превышать 8—10%.

На большинстве заводов размол сырьевых материалов про-
изводится по мокрому способу. Реже сырьевая смесь измельчает-
ся в сухом виде при ее предварительном или одновременном под-
сушивании. Подсушивание сырьевой смеси облегчает процесс ее
размалывания.

1.	ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ

На отечественных цементных заводах для размола сырьевых
материалов, угля и клинкера применяются шаровые мельницы.
Эти мельницы являются основными размольными установками
и на большинстве зарубежных цементных заводов. В США,
Англии, Канаде и в других странах в качестве размольных уста-
новок используются также среднеходовые, валковые, стержневые
и аэробильные мельницы. Например, на цементном заводе в Ко-
лун Лоу (Англия) сырьевые материалы и уголь размалываются
в среднеходовых валковых мельницах [1], а на заводе в Детройте
(США) сырье измельчается в стержневых мельницах [2].

Основной производственной характеристикой всех мельниц,
является производительность, выражаемая обычно в т!час, и рас-
ход энергии на тонну готовой продукции, исчисляемый в кет.

Наибольшее сопротивление размолу оказывает клинкер, об-
ладающий высокой твердостью и абразивностью; более легко
размалываются сырьевые материалы и еще легче уголь. Соот-
ветственно с возрастанием твердости материала повышается
удельный расход электроэнергии на его измельчение.

Размол материалов может производиться открытым или
замкнутым способом. От способа размола материала зависят
производительность медьницы, удельный расход электроэнергии,
однородность полученного продукта по величине частиц и расход
на эксплуатацию размольной установки.

Работа мельниц по открытому способу/фиг. 30, а) характе-
ризуется тем, что материал пропускается Херез мельницу только
один раз. Весь размолотый материал выходит из мельницы в виде
готового продукта с определенным размером частиц.
У мельниц, работающих по этому способу, нет дополнительных
'устройств, которые могли бы ускорять процесс размола материа-
ла, отделяя от общей массы уже готовый продукт. Между тем, он

Фиг. 30. Схемы работы мельниц:
а — пэ открытому способу; бив— по замкнутому способу.

уменьшает ударное воздействие мелющих тел на куски еще не
размолотого материала. По этой причине снижается производи-
тельность мельницы и возрастает расход энергии на размол
•материала. Менее однородным по размерам частиц получается
и готовый продукт, так как часть материала сильно переизмель-
чается, а другая его часть, окруженная тонкой пылью, недораз-
малывается.

Недостатки размольных установок, работающих по открытому
способу (циклу), частично компенсируются простотой их конст-
рукции и меньшими по сравнению с сепараторными мельницами
затратами на эксплуатацию.

Замкнутый способ помола характеризуется тем, что ма-
териал выходит из мельницы в виде полупродукта, который под-
вергается сортировке в сепараторах на готовый продукт и круп-
ку. Крупка возвращается в мельницу для дальнейшего измельче-
ния. Таким образом, материал измельчается постепенно, совер-
шая 3—6 кругооборотов через мельницу и сепаратор.

При работе мельницы по схеме, представленной на фиг. 30, б,
размалываемый материал движется от загрузочного конца мель-
ницы 1 к ее разгрузочному концу и выпадает из него в элева-
тор 3. Элеватором материал поднимается в сепаратор 2, где он
разделяется на две фракции: грубую, еще недостаточно размо-
лотую, которая называется также крупкой, и тонкую — готовый
продукт. Крупка из сепаратора направляется обратно в загру-
зочный конец мельницы и, смешиваясь со свежей порцией мате-
риала, вновь подвергается размолу, а готовый продукт тран-
спортируется на склад готовой продукции.

При работе по схеме, которая приведена на фиг. 30, в, разма-
лываемый материал движется лишь до среднего сечения мель-
ницы, где через имеющиеся в корпусе отверстия выпадает из
мельницы и направляется в сепаратор. Но из сепаратора крупка
вновь поступает в мельницу не вместе со свежим материалом,
а с противоположного конца мельницы и движется навстречу
ему.	- 

Так как сепаратор является обязательной принадлежностью
помольных установок, работающих по замкнутому способу,
то мельницы этих установок называются также сепаратор-
ными мельницами. Из мельницы в сепаратор полупродукт
может транспортироваться не только посредством элеватора
(см. фиг. 30, б), но и потоком воздуха (пневматически), который
появляется в результате разрежения, создаваемого вентиля-
тором, включенным в замкнутую систему размольной установки,
с сепаратором.

Непрерывное отделение от размалываемого материала тонкой
готовой фракции ускоряет процесс его измельчения и повышает
производительность мельницы. Тонкая фракция материалов не
подвергается переизмельчению, поэтому готовый продукт, полу-
чаемый в сепараторных мельницах, как правило, более одноро-
ден по величине частиц, чем тот, который выходит из мельниц,
работающих по открытому способу.

2.	СХЕМА РАБОТЫ ШАРОВЫХ МЕЛЬНИЦ

Основной частью шаровой мельницы является горизонтально
расположенный пустотелый цилиндрический корпус, изготовлен-
ный из стальных листов. С торцов корпус закрыт литыми сталь-
ными днищами. Вытянутые наружу центральные части днищ
образуют полые цапфы, которыми корпус опирается на подшип-
ники.

Мельница на 25—30% объема корпуса загружается мелю-
щими телами — шарами и мелкими цилиндрикамй (цильпебсом).
При вращении мельницы поднятые вверх мелющие тела разру-
шают куски материала, которые непрерывно подаются во внут-
реннюю полость мельницы через пустотелущ цапфу со стороны
загрузочного конца.	/

Внутренний диаметр корпуса мельницы и его длина — основ-
ные конструктивные характеристики мельницы. Если длина кор-
пуса превышает более чем в два раза его диаметр, то условно
шаровую мельницу называют труб/Ной мельницей. Внут-
ренняя полость трубной мельницы пфи помощи поперечно уста-
новленных перегородок делится на две-четыре камеры. Перего-
родки имеют щелевидные отверстия, через которые может про-
ходить материал.

Шаровые мельницы конструируются с учетом той схемы ра-
боты, по которой они будут использоваться, а схема работы мель-
ницы выбирается в зависимости от вида и свойств размалывае-
мого материала и от требуемой степени однородности готового
продукта по величине частиц.

Размол угля на старых цементных заводах осуществляется,
например, в обычных шаровых мельницах, работающих по от-
крытому способу. По конструкции и способу действия эти мель-
ницы не отличаются от трубных мельниц, размалывающих клин-
кер и также работающих по открытому способу. Разница между
ними заключается лишь в размерах: для размола угля обычно
используются мельницы меньших размеров, чем для размола
клинкера.

Подготовка угля к сжиганию на современных цементных
заводах производится в шаровых мельницах, работающих по
замкнутому способу, при одновременном его подсушивании во
внутренней полости мельницы. Если уголь, подлежащий размолу,
содержит больше 10—12% влаги, то перед поступлением в мель-
ницу его предварительно подсушивают в сушильных барабанах
или в каких-либо других сушильных устройствах, установленных
отдельно от мельницы.

На фиг. 31 приведена наиболее распространенная на отечест-
венных цементных заводах схема работы угольных мельниц ГЗ].
Главные элементы установки: мельница 3, бункер 4, расположен-
ный над ее загрузочным концом и рассчитанный на двух-четы-
рехчасовой запас кускового угля, проходной сепаратор 6, циклон-
ный пылеуловитель 12 и бункер 11 для готового угольного по-
рошка. Установка работает под разрежением, которое создается
при помощи двух последовательно установленных вентиляторов
7 и 8.

Уголь поступает в мельницу непрерывно. Также непрерывно
через патрубок 1 в нее засасывается горячий воздух, который
затем через форсунку 9 нагнетается в печь. По патрубку 2 в мель-
ницу вводят холодный воздух для понижения температуры пы-
левоздушной смеси, если в этом появится необходимость. Про-
ходя через внутреннюю полость мельницы и подсушивая уголь,
воздушный поток одновременно подхватывает размолотые мел-
кие частицы угля и выносит их в проходной сепаратор 6. Здесь
из пылевоздушного потока выделяется крупка, которая затем по
течке 5 сползает обратно в загрузочный конец мельницы для
вторичного измельчения, а воздушный поток вместе с взвешен-
ными в нем тонкими частицами угля попадает в циклонный пы-
леуловитель 12. В пылеуловителе происходит выделение уголь-
ной пыли, которая направляется в бункер 11 готовой продукции.
Через питатель 10 угольная пыль поступает в форсунку печи
и вдувается в ее внутреннюю полость.

Установка оборудована приборами для измерения темпера-
туры и разрежения воздушного потока перед входом его во внут-
ренние полости основных частей установки и при выходе его.

Мокрый размол сырья производят в основном по открытому
способу. На некоторых отечественных и зарубежных заводах
шлам приготовляется по замкнутому способу [4]. В этом случае
в установку включаются (фиг. 32, а) виброгрохот 1 и гидроцик-
лон 2 или только один гидроциклон 2 (фиг. 32, б), которые слу-
жат при размоле шлама для выделения недостаточно размоло-
тых частиц известняка, глины и твердых посторонних включений
[5].

При работе установки (см. фиг. 32, а) шлам из мельницы
поступает на сито виброгрохота. Крупка, не прошедшая через
сито, направляется обратно в мельницу для вторичного размола,
а тонкая фракция шлама попадает в гидроциклон для повторной
классификации. Выделенные здесь из шлама недостаточно раз-
молотые частицы сырьевой смеси выбрасываются через нижнюю
коническую часть гидроциклона в шламопровод и направляются
в мельницу для дополнительного измельчения. Готовый шлам,
очищенный от крупных частиц, через цилиндрическую часть гид-
роциклона поступает в шламопровод и по нему на.гнетается
в бассейн для хранения и корректирования.

Если в размольную установку включен только гидроциклон,
размол шлама в мельнице производят так, чтобы он содержал
небольшое количество крупных частиц; при грубом размоле шла-
ма гидроциклон перегружается и быстро засоряется.

На некоторых заводах США в схему мокрого размола сырье-
вых материалов вместо виброгрохота и гидроциклонов включа-
ются реечные классификаторы.

Наибольшее внимание выбору схемы работы шаровой мель-
ницы уделяется тогда, когда она предназначается для размола
Фиг. 32. Схемы работы мельниц,
размалывающих шлам:
а — q грохотом и гид рецикл оном,
б — с гидроциклоном.

Фиг. 31. Схема работы мель-
ницы, размалывающей уголь с
одновременной его подсушкой.

Фиг 33. Схемы работы последовательно установленных мельниц:

а— крупка возвращается обратно в первую камеру; б— крупка направляется во вторую
мельницу.
клинкера, так как размол клинкера является одним из наиболее
энергоемких процессов производства цемента и, кроме того, от
тонкости и однородности размола клинкера зависит качество
цемента.

С целью снижения расхода электроэнергии и повышения про-
изводительности мельниц в последнее время большое внимание
уделяется размолу по замкнутому способу. Создание размольных
установок, работающих по замкнутому способу, идет по двум
направлениям: в первом используются короткие шаровые мель-
ницы (в основном в США), во втором (главным образом в
ФРГ)—длинные трубные мельницы.

Короткие шаровые мельницы работают по схемам, приведен-
ным на фиг. 30, б, в [6]. При размоле клинкера по этим схемам
получаемый продукт однороден по величине частиц, так как он
проходит предварительную сортировку по крупности частиц в се-
параторе. Отделение тонкой фракции от крупки при работе
мельницы по схеме в (см. фиг. 30) происходит более интенсивно,
чем при работе ее по схеме б. Объясняется это тем, что до выпа-
дения из мельницы размалываемый материал совершает очень
короткий путь и делает большое число кругооборотов через се-
паратор и мельницу. Производительность мельницы благодаря
этому повышается, но одновременно возрастает удельный расход
электроэнергии и повышается износ деталей мельницы, а также
деталей сепаратора и транспортера.

Для тонкого размола материала не требуется сильных уда-
ров мелющих тел, поэтому часть мельницы, в которой происходит
тонкое измельчение материала, целесообразно изготовлять мень-
шей по диаметру, чем ту, где материал подвергается грубому
размолу. Чтобы осуществить это, в США применяют размоль-
ные установки, составленные из двух последовательно распо-
ложенных разных по диаметру мельниц.

При работе установки по схеме а (фиг. 33) в первой мельни-
це / производят грубый размол вновь поступивших в нее свежих
порций материала и крупки, выделяемой в сепараторе 2, а во
второй мельнице 3 дополнительно измельчается тонкая фракция
материала, полученная в сепараторе. Диаметр корпуса второй
мельницы выбран значительно меньшим по сравнению с диамет-
ром корпуса первой мельницы. Так как вторая мельница при та-
кой схеме размола материала не включена в замкнутый цикл, то
продукт размола установки не получается однородным по вели-
чине частиц.

Если установка работает по схеме б (фиг. 33), то в первой
мельнице 1 грубо размалываются только вновь поступающие
свежие порции материала; тонкое измельчение этого материала,
а также крупки производится во второй мельнице 3. Готовый
продукт — тонкая фракция размолотого материала, выделенная
в сепараторе 2,— получается однородной по величине частиц.

Для размола материалов по замкнутому способу, как уже
было отмечено, используются длинные трубные мельницы. При
создании схем работы этих мельниц учитывалось, что по ним
будут работать не только вновь изготовляемые мельницы, но

431 а)

Фиг. 34. Схемы работы трубных
мельниц по замкнутому способу:
а — выход продукта нз последней камеры и
из сепаратора; б — выход продукта из пос-
ледней камэры; в — выход продукта из
сепаратора.

и реконструированные длинные мельницы устаревших конструк-
ций, которые прежде использовались для размола клинкера по
открытому способу.

Чтобы трубная мельница ^огла работать по схемам, приве-
денным на фиг. 34, ее последняя камера 2 глухой перегородкой
отделена от первых двух камер, 6 и 5. Кроме того, с одной сто-
роны этой перегородки установлено приспособление 4 для раз-
грузки мельницы от размолотого материала, а с другой — устрой-
ство 3 для непрерывного приема из сепаратора 1 крупки.

При работе мельницы по схеме а ее первые две камеры пред-
назначены для грубого размола свежих порций материала, а в
третьей камере измельчается крупка. Готовый продукт является
смесью тонкой фракции, выделенной в сепараторе, и крупки, из-
мельченной дополнительно в третьей камере. При работе мель-
ницы по этой схеме не исключена возможность попадания в гото-
вый продукт недостаточно размолотого клинкера.

При включении мельницы в работу по схеме б тонкая фрак-
ция материала из сепаратора поступает в третью камеру мель-
ницы для дополнительного размола, а крупка измельчается вме-
сте со свежими порциями материала в первых двух камерах
мельницы. Продукт, выходящий из мельницы, также недостаточ-
но однороден по величине частиц. Более однородный по величине
частиц продукт выходит из трубной мельницы, работающей по
схеме в. При этой схеме работы мельницы более полно исполь-
зуются ее отдельные камеры.

Фиг. 35. Схема работы труб-
ной мельницы по замкнутому
способу с возможностью
перехода на открытый способ.

Фиг. 36. График распределения
усилий на шар, движущийся
с корпусом мельницы.

На заводах ФРГ трубные мельницы устанавливаются также
по схеме, представленной на фиг. 35. Эта схема размола клинке-
ра интересна тем, что мельницу по желанию можно использовать
для работы по замкнутому или по открытому способу без каких-
либо переустройств. Чтобы мельница работала по открытому
способу, необходимо лишь отключить от нее сепаратор и уста-
новить транспортер для подачи готовой продукции на склад за-
вода от ее разгрузочного конца.

3.	КРИТИЧЕСКОЕ ЧИСЛО ОБОРОТОВ ШАРОВОЙ МЕЛЬНИЦЫ

При определенном весе шара его живая сила в момент удара
о кусок материала зависит от той высоты, на которую он подни-
мается вращающимся корпусом. При вращении корпуса шар на-
ходится под действием центробежной силы Рц и силы тяжести
G (фиг. 36). Отрыв шара от корпуса возможен при условии,
если

G cos а>Рц.
. Точка А, расположенная на траектории движения шара, в ко-
торой он отрывается от поверхности корпуса, называется точ-
кой отрыва шара, а угол а, образованный вертикалью
и радиусом вращения R, проходящим через точку А,— углом
отрыва.

. Полученное уравнение можно представить в следующем виде

г . G v2
О cos а > — • —
g R
или после сокращения

О2

cosa > — ,	(42)

gR

где v — окружная скорость точки внутренней поверхности кор-
пуса мельницы в м)сек;

g— ускорение силы тяжести в м/сек2;

R — радиус корпуса в свету (шар условно принят за точку)
Окружная скорость

л Rn

V=------.

30

Подставив это выражение для окружной скорости в уравне-
ние (42), получим

л2 n2R

------< cos a,
g  900

л2 ,

но так как —	1,

g

имеем

n2R

— < cos a.
900

(43)

Полученное уравнение, называемое основным уравне-
нием движения шара в мельнице, связывает угол
отрыва шара с числом оборотов корпуса и его радиусом в свету.
Из этого уравнения следует, что угол отрыва шара от корпуса
и, следовательно, высота подъема шара не зависят от веса шара.

Увеличивая число оборотов корпуса мельницы, можно дости-
гнуть положения, при котором шар поднимется на максималь-
но возможную высоту, т. е. переместится вместе с вращающим-
ся корпусом в точку At. При этом числе оборотов корпуса шар
будет вращаться вместе с корпусом, не отрываясь от него.

Число оборотов шаровой мельницы, при котором находящий-
ся в ней шар поднимается на максимально возможную высоту
и начинает вращаться вместе с корпусом мельницы, не отрываясь
от него, называется критическим числом оборотов
мельницы.

Угол отрыва для шара, находящегося в точке Л], т. е. прикри-
тическом числе оборотов, равен нулю, поэтому основное уравне-
ние движения шара для такого числа оборотов примет вид

л2/? j

900 ’ ’

откуда критическое число оборотов мельницы

30	42,4

пкр	/ —

V r	Id

(44)

Чтобы шары могли разрушать материал, рабочее число обо-
ротов мельницы должно быть меньше критического.

4.	ТЕОРЕТИЧЕСКИ НАИВЫГОДНЕЙШИЙ УГОЛ ОТРЫВА ШАРА

Наивыгоднейшим углом отрыва шара является тот
угол, при котором высота падения шара и, следовательно, его

живая сила в момент удара пс
куску материала будут наи-
большими.

Точка В (фиг. 37), в кото-
рой падающий шар сталкивает-
ся с вращающимся корпусом,
называется точкой паде-
ния шара. Расстояние меж-
ду наивысшей точкой траекто-
рии движения шара С и точ-
кой его падения В, измеренное
по вертикали, называется в ы-
сотой падения шара.

Примем точку отрыва ша-
ра, т. е. точку А, за начало
координат. Тогда высота паде-
ния шара будет равна сумме

Фиг. 37. Траектория падения
шара в мельнице.

двух величин: ординаты точ-

ки В и высоты подъема шара А, отсчитанной от точки
отрыва. Определим вначале ординату точки В относи-
тельно выбранной системы координат. Точка В лежит на пере-
сечении двух кривых: траектории падения шара и окружности
радиуса 7?— радиуса корпуса мельницы в свету. Траектория дви-
жения оторвавшегося от корпуса шара определяется уравне-

ниями:

x=vt cosa;

y=vt sin a —

g/2

2

где t — время, в течение которого происходит движение.
Подставив во второе уравнение значение для t из первого, по-
лучим общий вид уравнения кривой (параболы), по которой дви-
жется шар,

y=xtga

gx*

2о2 cos2 а

Из уравнения (42) следует, что
o2=g/? cos а.

Подставив значение для и2 в уравнение параболы, имеем
y-xtga 27?cossa •	(45)

Точка В принадлежит одновременно двум кривым — парабо-
ле и окружности, поэтому для определения ее координат можно
воспользоваться и уравнением окружности. Уравнение окружно-
сти, в центре которой находится основание координат, имеет
вид

хг-|-у2=/?2,
а для выбранных осей координат

(х — R sin а)2+(Уcos «)а=/?2
или

х2-|-у2 — 2/?xsina-|-2/?ycosa=0.

Введя в это уравнение значение у из уравнения параболы,
получим

х2 4-х2 tg2 а-2х tga 4----------2Rx sin a -f-

27? cos’ a 4/?2 cos® a

4-2/?xcosatga

2/?x2 cos a

27? cos’ a

После сокращения и приведения подобных членов уравнение
принимает вид

х		„

---------sina=0,
47? cos2 и

откуда абсцисса точки падения В равна
хй==4/? sin a cos2 а.

Подставив полученное значение для абсциссы в уравнение
(45), находим ординату точки падения

.г> •	„	16/?2 sin2 a COS* a

у в = 4/r si n a cos2 a tg a-----------,

27? cos2 a

или

— У в = 4/? sin2 a cos a.
Знак минус указывает на то, что ордината ув направлена
вниз от оси абсцисс.

Высоту h, на которую поднимается шар, оторвавшийся от кор-
пуса, определяют исходя из того, что движение шара при подъе-
ме на высоту h равномерно замедленное. Высота подъема тела
при равномерно замедленном движении

где v0 — начальная скорость подъема тела.

Для оторвавшегося шара
l?0=р sin а,
поэтому	t»2 sin2 а

2g

Заменяя величину пг ее значением из уравнения (42), полу-
чим

A=0,5/?sinsacos a,
отсюда абсолютная высота падения шара

H=yD-{-h, или //=4,5/? sin2 a cos а.	(46)»

Высота падения шара Н является функцией его угла отрыва
от корпуса. Чтобы найти максимальное значение Н, необходимо
dH

определить первую производную и приравнять ее нулю. Про-
изводная

——4,5/? (2 sin a cos2а — sin3 a)= 4,5/? sin a(2 cos2 a — sin2a);
d a

4,5/? sin a (2 cos2 а — sin2 a)=0.

Из условия отрыва шара следует, что угол а не равен нулю,:
поэтому не равен нулю и sin а . Следовательно,
2 cos2 a —-sin2a=0 или tg2a = 2.

Отсюда наивыгоднейший теоретический угол отрыва шара
а =54°40'. При этом угле отрыва высота падения шара являет-
ся наивысшей и, следовательно, в этом случае шар при падении
приобретает наибольшую силу удара.

5. ТЕОРЕТИЧЕСКИ НАИВЫГОДНЕЙШЕЕ ЧИСЛО ОБОРОТОВ
МЕЛЬНИЦЫ

Число оборотов шаровой мельницы принято определять при:
условии эффективной работы ряда шаров, наиболее удаленных
от центра поперечного сечения мельницы. Практикой установле-
но, что при числе оборотов мельницы, определяемом таким пу-
тем, она работает с наибольшей производительностью.
Подставив в уравнение (43) полученное наивыгоднейшее
значение угла отрыва , находим то число оборотов мельницы,
при котором шар, расположенный в самом удаленном от оси ее
вращения ряду, будет производить наибольшую работу по из-
мельчению материала

—=cos 54°4(У,

900

откуда наивыгоднейшее теоретическое число оборотов мельницы

(47)

i r in

Последнее уравнение можно представить в следующем виде
п=кпкр,
где к—коэффициент, учитывающий, какую часть критического
числа оборотов составляет действительное число оборо-
тов мельницы.

Если п обозначает наивыгоднейшее -число оборотов, то

к= п =-32- —0,758
пКр 42,4

Вычисленное по уравнению (47) наивыгоднейшее число обо-
ротов мельниц мало отличается от тех чисел оборотов, которые
найдены, как наиболее выгодные, практическим путем.

6.	РАБОЧЕЕ ЧИСЛО ОБОРОТОВ МЕЛЬНИЦЫ

Уравнение (47) для определения теоретически наивыгодней-
шего числа оборотов мельницы получено исходя из условия, что
при вращении мельницы на максимальную высоту поднимаются
шары не редуцированного, а крайнего внешнего ряда (см. стр. 97).
При выводе этого уравнения не принималось во внимание так-
же сползание мелющих тел по корпусу мельницы вниз; в дейст-
вительности мелющие тела частично сползают и скатываются
вниз, когда вращающийся корпус поднимает их вверх.

Для исправления допущенных при выводе уравнения (47)
неточностей надо было бы рабочее число оборотов мельницы п
выбирать больше того, которое получается по этому уравнению,
так как при повышенном числе оборотов мелющие тела поднима-
лись бы на наибольшую высоту и их ударное воздействие на ма-
териал было бы наиболее сильным.

В действительности рабочее число оборотов шаровой мельни-
цы в большинстве случаев выбирается меньше теоретически наи-
выгоднейшего, определяемого по уравнению (47). Р бочее чис-
ло оборотов мельницы принимают равным не 75,8%, а только
68—73% соответствующего ему критического числа оборотов.

Работа шаровых мельниц с меньшей скоростью вращения по
сравнению с теоретически наиболее выгодной скоростью объя-
сняется, по мнению автора, пе вполне правильным представле-
нием о действии мелющих тел на материал, в результате кото-
рого происходит разрушение материала: преувеличением роли
удара и недооценкой роли истирания.

В практических условиях при определении рабочего числа
оборотов мельницы, кроме ее диаметра, принимаются во внима-
ние свойства и величина кусков размалываемого материала, тон-
кость размола, состояние рабочей поверхности футеровки мель-
ницы, способ работы мельницы и степень ее загрузки мелющими
телами.

Для размола мягких материалов, поступающих в мельницу
в виде мелких кусков, требуется меньшая скорость вращения
мельницы, чем в тех случаях, когда в ней размалываются круп-
ные куски твердого материала. Также с меньшим числом оборо-
тов мельница должна работать, когда она предназначена для
тонкого размола материала. При выпуклой форме футеровочных
плит, уложенных в мельницу, и при футеровке ее плитами с каб-
луками число оборотов мельницы может быть несколько сниже-
но по сравнению с числом оборотов мельниц, футерованных плос-
кими плитами, которые допускают большее скольжение по ним
шаров, чем плиты выпуклые и каблуковые. При работе мельни-
цы по замкнутому способу большой вынос пылевидного матери-
ала из внутренней полости мельницы, обеспечивающий ее высо-
кую производительность, возможен лишь при условии хорошего
распыления материала по всему сечению мельницы. Отсюда сле-
дует, что при замкнутом способе размола материала мельница
должна работать с большим числом оборотов, чем при откры-
том.

При размоле сырьевых материалов и клинкера трубные мель-
ницы размером 2,2X13 м на большинстве отечественных цемент-
ных заводов работают при 20,5 об/мин., тогда как теоретически
наивыгоднейшее их число оборотов равно 22 об/мин., что состав-
ляет 70% критического числа оборотов. Трубные мельницы
2,55x13 м работают с 19,5 об/мин. вместо 20,2 об/мин., что со-
ответствует 73% критического числа оборотов.

Для мельниц, футерованных плитами каблуковой формы [7],
число оборотов рекомендуется определять по уравнению

1 Dcp

где Dcp— средний диаметр мельницы в свету.
7.	СИЛА УДАРОВ ПАДАЮЩИХ ШАРОВ

Большинство мельниц размером 2,2X13 м на отечественных
цементных заводах работает, как уже отмечалось, с числом обо-
ротов п=20,5 об/мин. Шар крайнего внешнего ряда диаметром
100 мм при вращении этой мельницы отделяется от ее корпуса
при угле отрыва, определяемом уравнением (43)

20,52 - 1,05 п ,о
cos <х= —::—- да 0,49,
900

откуда угол отрыва а =6О°35/.

Шар падает с высоты (см. уравнение 46)

Н = 4,5 • 1,05 • 0,872 • 0,491	1,76 м.

В конце падения он приобретает скорость (движение равно-
мерно ускоренное)

v=V2gH=V2- 9,81  1,76^5,86 м]сек.

Живая сила шара при падении равна

mv2 3,14  Is  7,8

2	6-2-9,81

5,862 ^7,2 кгм.

Подобным способом определены показатели, характеризую-
щие движение шара диаметром 100 мм в мельницах размером
2,55X13 м и 3,2X15 м, и внесены в табл. 1.

Таблица I

Показатели движения шара диаметром 100 мм

Размеры мельницы в м	Толщина футеровки по длине первой камеры в мм	Рабочее число оборотов мельницы в об/мин.	О  е; сс то  С « О.  1— -g сП > е.5	Макси- мальная высота подъема шара в м	Конечная скорость падения шара в м/сек	Живая си- ла шара d= 10 0 мм в момент падения в кгм	Живая сила падающего шара в %
2,2x13	50	20,5	60°35'	1,76	5,86	7,2	100
2,55x13	50	19,5	59°	2,08	6,4	8,7	120
3,2x15	50	16,59	63°	2,6	7,1	10,3	140

Из рассмотрения характеристик движения шара диаметром
100 леи, предназначенного для разрушения кусков материала
в первой камере, следует, что с увеличением диаметра мельницы
ударное действие шара на материал значительно возрастает. Так,
живая сила шара мельницы 2,55X13 м на 20% превышает энер-
гию движения шара такого же размера, но находящегося в мель-
нице 2,2X13 м. Еще больше (на 40%) она возрастает, если шар
помещен в мельницу 3,2X15 м.
В зависимости от этого, а также от утвердившегося представ-
ления, что основная работа по разрушению материала в труб-
ных мельницах и особенно в их первых камерах совершается в
результате удара, нужно было бы ожидать значительного повы-
шения удельной производительности мельниц большого диамет-
ра по сравнению с мельницами малого диаметра, загруженными
шарами равного диаметра, например мельниц 2,55X13 м по
сравнению с мельницами 2,2X13 м. Однако практика эксплуата-
ции мельниц обоих размеров не подтверждает этого: удельная
производительность мельниц 2,2X13 м и 2,55X13 м приблизи-
тельно одинакова. Отсюда следует, что роль удара при измель-
чении материалов все же менее значительна, чем это обычно
принято считать в исследованиях, посвященных работе шаровых
мельниц.

Для повышения производительности трубных мельниц с диа-
метром выше 2,5 м, предназначенных для размола цементного
клинкера и особенно сырьевых материалов, следовало бы отка-
заться от загрузки в первые камеры шаров диаметром 100 мм,
заменив их шарами диаметром 80 и 90 мм. Такие шары произ-
ведут на материал не меньшее ударное воздействие, чем шары
диаметром 100 мм в мельнице 2,2X13 м. Но одновременно при
замене крупных шаров менее крупными возрастает и их число,
а следовательно, и количество ударов о материал: в 1 м3 объ-
ема мельницы шаров диаметром 100 мм, уложенных правиль-
ными рядами, вмещается 103=1000 шт., а шаров диаметром
[ 1000 \з

90 мм “on =1370 шт.

8.	РАСПРЕДЕЛЕНИЕ МЕЛЮЩИХ ТЕЛ ПО СЕЧЕНИЮ МЕЛЬНИЦЫ

Можно предположить, что мелющие тела, отбрасываемые
центробежной силой к боковой стенке вращающегося корпуса
мельницы, располагаются по его сечению слоями (рядами),
имеющими разные радиусы вращения. При таком предположе-
нии основное уравнение движения шара, определенное для
крайнего (наружного) слоя шаров, применимо к шару любого
другого слоя и ко всей массе мелющих тел. При этом шары, наи-
более отдаленные от центра сечения мельницы, будут под-
ниматься при вращении корпуса на наибольшую высоту, имея
наибольший радиус вращения, и, наоборот, высота подъема
шаров, расположенных близ центра сечения, будет наименьшей.

Действительный порядок расположения мелющих тел в мель-
нице и характер их движения отличаются от теоретически пред-
полагаемых. При вращении мельницы как вся масса шаров, так
и отдельные шары при подъеме могут скользить по корпусу
мельницы, а также перекатываться один по другому.

Однако степень отклонения действительного движения мелю-

щих тел в работающей мельнице от теоретически обоснованно-
го порядка их движения невелика. Доказательством этого слу-

жит совпадение результатов, найденных теоретическим путем,

с результатами, полученными при практических наблюдениях.

Фиг. 38. Схема распределения
мелющих тел в шаровой
мельнице.

Вся масса мелющих тел, загру-
женных в мельницу и находящихся
при работе ее в непрерывном дви-
жении, распадается на две части.
Одна из них вращается вместе с
корпусом (причем траекторией каж-
дого из шаров является дуга окруж-
ности), а другая в это время па-
дает (при этом каждый из шаров
описывает параболу). На фиг. 38
площадь вращающейся части «за-
грузки» заштрихована и ее конту-
ры обведены сплошной линией. На-

ружной границей этой площади яв-
ляется внутренняя поверхность кор-
пуса по дуге АВ. Дуга СД ограни-
чивает эту площадь с внутренней
стороны.

С увеличением степени заполнения мельницы мелющими те-
лами радиус дуги, ограничивающей вращающуюся часть «за-
грузки» с внутренней стороны, уменьшается. При достижении не-
которого наибольшего значения степени заполнения независимое
свободное падение шаров внутреннего слоя нарушается, так как

падающие шары сталкиваются с шарами, отрывающимися от
вращающейся массы.

Исследуя работу шаровой мельницы, проф. Л. Б. Левенсон
[8] установил следующее.

1.	Правильный кругооборот шаров в мельнице возможен до
тех пор, пока внутренний слой вращающейся части шаров очерчи-
вается дугой радиуса /?ь величина которого не меньше 0,481 R,
где R — радиус вращения внешнего слоя Шаров.

2.	Этой наименьшей величине радиуса Ri соответствует сте-
пень загрузки мельницы мелющими телами (отношение площади
сечения загрузки ко всей площади сечения мельницы) <р — 0,4.

3.	При такой степени загрузки вместе с корпусом вращается
53,8% мелющих тел, а остальные 46,2% шаров падают.

4.	Центральный угол дуги, по которой движется шар вместе
с корпусом,
7=360° —4а,

(48)

где а — угол отрыва шара от корпуса.

5.	Всю массу мелющих тел, вращающихся вместе с корпу-
сом, можно представить в виде одного слоя, называемого реду^-
цированным, который по своему динамическому воздействию
заменяет действие всех слоев вместе; радиус дуги такого слоя
(на фиг. 38 обозначена штриховой линией) определяется из
уравнения 

Я2 4-Я?

/?о=

2

Мелющие тела имеют определенные размеры, а не представ-
ляют собой материальные точки, как предполагается при теоре-
тических выводах, поэтому беспорядочное движение мелющих
тел начинается при меньшей степени заполнения ими
мельницы.,	- - -

Практикой установлено, что наибольшая производительность
трубных мельниц, используемых в цементной промышленности,
при наименьшем удельном расходе ими электроэнергии, дости-
гается тогда, когда они работают при степени загрузки мелю-
щими телами =0,26-4-0,32.

Приняв в качестве средней степени загрузки мельницы ме-
лющими телами =0,3 и пользуясь методом исследования
движения мелющих тел в мельнице, примененным проф.
Л. Б. Левенсоном, находим, что доля мелющих тел, вращаю-
щихся вместе с корпусом, составляет 55% всей «загрузки>>,
радиус дуги внутреннего слоя шаров 7?i=0,7 R, я радиус
/?о=О,863 R.	. д

Приведенные величины, характеризующие расположение
мелющих тел по сечению мельницы и их движение при враще-
нии мельницы, позволяют определить мощность, которая необ-
ходима для ее вращения.	•	' 	‘ '

9.	МОЩНОСТЬ, НЕОБХОДИМАЯ ДЛЯ ВРАЩЕНИЯ ШАРОВОЙ
МЕЛЬНИЦЫ

При работе мельницы мощность ее приводного электродви-
гателя расходуется в основном на подъем мелющих тел и . раз-
малываемого материала и на сообщение им определённой
скорости, т. е. на полезную работу. Небольшая часть мощности
затрачивается на преодоление трения .в цапфовых подшипни-
ках и подшипниках привОдцого механизма. Считаем, что под-
нимаемые мелющие тела сосредоточены -в редуцированном
слое, очерченном дугой окружности радиуса Ro- Центр тяжести
этого слоя и, следовательно, всех поднимаемых мелющих тел
находится в точке О0 ( см. фиг. 38).

Мощность, расходуемая на подъем мелющих тел и разма-
лываемого материала, вес которого составляет около 14% веса
мелющих тел (см. стр. 118), равна

0,55 • 1,14 • 1000гоС

Mi = —2---------5— кет,	(49)

1	102	' '

где о0—вертикальная составляющая скорости вращения центра
тяжести мелющих тел;

лап I
vo=^~ М1СеК-

Плечо а, равное расстоянию от центра тяжести мелющих
тел до вертикали, проходящей через центр сечения мельницы,
определяется из уравнения

a==rsin

где г — расстояние от центра тяжести редуцированного слоя
до центра окружности;

sinJ-
о

г=Я0—(50)

2

Центральный угол т0, входящий в последнее уравнение,
равен

Т=360 —4а0,

где а0 — угол отрыва шара редуцированного слоя.

По уравнению (43)

Подставив в это уравнение значения для п и /?о, получим

„	22,82 • 0,8637?

cos ctn= —--------,

u 9007?

откуда а0 =60°.

Введем полученное значение а0 в уравнение, определяющее
центральный угол,

т=360 —4 • 60=120°.

Теперь определим по уравнению (50) расстояние от центра
тяжести мелющих тел до центра их вращения

r=O,863/?^!^J~o,715/?.	(51)
При у =120° и ого=60° угол ? =60° (см. фиг. 38). Поэтому
a=rsin60°=0,715/? • 0,866 ^0,62/?;

3,14-0,627?n
Vn--	—-- .

30

Подставив полученное значение о0 в уравнение (49), найдем,
что мощность, полезно расходуемая на подъем мелющих тел
и размалываемого материала, равна

«г __ 0,55 • 1,140 • 1000  3,14 • 0,62

или, после сокращений,
Nj^—O^GRn квт.

Общая мощность, потребная для вращения мельницы,

,, 0,4GRn	,ео.

N„=—------ квт,	(52)

где О — общий вес мелющих тел, загруженных в мельницу, в т;

R — радиус корпуса мельницы в свету в м (среднюю толщи-
ну футеровочных плит можно принять равной 50 мм);

п — число оборотов мельницы в минуту;

т] — механический коэффициент полезного действия мельницы,
учитывающий потери на преодоление трения в подшип-
никах приводного механизма и цапфэвых подшипниках.
Следует принимать г; =0,94-НО,90 для мельниц с централь-
ным приводным устройством и т] —0,88-т~0,85 для мельниц
с периферическим приводным устройством. Нижние пределы
значений к. п. д. относятся к мельницам с не точно смонтиро-
ванными или уже изношенными приводами.

Мощность устанавливаемого к мельнице электродвигателя
должна быть на 10—15% больше требуемой. Запас мощности
необходим для преодоления силы инерции массы мелющих тел
во время включения мельницы в работу и возможных перегру-
зок ее мелющими телами.

10.	КЛАССИФИКАЦИЯ ШАРОВЫХ МЕЛЬНИЦ

Применяемые на цементных заводах шаровые мельницы
разделяются по виду приводного устройства, способу разгрузки
продукта и виду опор. По первому признаку шаровые мельни-
цы могут быть с периферическим или центральным приводом,
по второму — с центральной или периферической разгрузкой
и по третьему — опирающимися на опоры через цапфы или
при помощи бандажей.
У мельниц с периферическим приводным устройством кор-
пус вращается при помощи приводного вала, на который наса-
жена малая, ведущая шестерня. Эта шестерня входит в зацеп-
ление с большой, ведомой (венцовой) шестерней, которая
жестко крепится на одном из днищ корпуса мельницы. Ось
приводного вала параллельна оси мельницы.

При центральном приводном устройстве мельница получает
вращение от приводного вала, который непосредственно связан
с ее днищем. Ось вала является продолжением оси мельницы.
При периферическом приводе сокращается общая длина мель-
ницы и требуется меньший по передаточному числу и, следова-
тельно, по габаритным размерам редуктор. Общее передаточное
число привода здесь увеличивается за счет наличия пары от-
крытых шестерен. Одновременно наличие шестерен усложняет
конструкцию мельницы и ее эксплуатацию. Коэффициент ис-
пользования (по времени) мельниц с периферическим привод-
ным устройством, как правило, меньше коэффициента исполь-
зования мельниц с центральным приводом. Снижение коэффи-
циента использования мельниц с периферическим приводом
происходит из-за увеличения продолжительности и количества
ремонтов. По этой причине 'современные мощные трубные мель-
ницы изготовляются с центральным приводным устройством,
устраняющим громоздкие и тяжелые зубчатые венцы.

Периферическая разгрузка мельницы — это разгрузка гото-
вого продукта через отверстия, имеющиеся в днище, а цент-
ральная— удаление из мельницы продукта принудительным
путем через внутреннюю полость цапфы. Отсутствие приспо-
соблений для подъема и направления продукта в цапфу, необ-
ходимых при центральной разгрузке мельницы, упрощает внут-
реннее устройство мельницы с периферической разгрузкой.
Однако мельницы с периферической разгрузкой трудно венти-
лировать, что является причиной их ограниченного применения.

В эксплуатации находятся мельницы как с периферической,
Так и с центральной разгрузкой, но новые высокопроизводи-
тельные мельницы большого диаметра изготовляются преиму-
щественно с центральной разгрузкой.

Большинство работающих и все вновь изготовляемые труб-
ные мельницы опираются на подшипники при помощи пустоте-
лых Цапф. На заводах имеется небольшое количество мельниц
устаревших конструкций, на корпуса которых жестко посажены
один или два бандажа. Этими бандажами мельницы опирают-
ся на опорные ролики. Бандажи, опорные ролики и подшипни-
ки опорных роликов значительно усложняют конструкцию
таких мельниц и понижают их коэффициент использования.
Отечественными машиностроительными заводами теперь не вы-
пускаются мельницы с бандажами для цементной промышлен-
ности.

11.	ТРУБНЫЕ МЕЛЬНИЦЫ, РАБОТАЮЩИЕ ПО ОТКРЫТОМУ СПОСОБУ

При работе мельницы часть энергии падающих мелющих
тел при ударе о куски материала, о корпус мельницы и один
о другой превращается в тепло. Когда размалывается шлам,

Фиг. 39. Схема загрузхи материала в трубную мельницу (а); схема разгрузки
материала из трубной мельницы (б),.

это тепло поглощается им, температура шлама повышается,
что способствует процессу размола. При размоле же сухих
сырьевых материалов и клинкера тепло, полученное в резуль-
тате ударов и трения, вредно отражается на работе мельницы:
мелющие тела, измельчаемый материал и корпус мельницы
сильно нагреваются, а влага, содержащаяся в материале, испа-
ряется. Вследствие этого возникает опасность перегрева цап-
фовых подшипников мельницы и замазывания материалом
щелей междукамерных перегородок. Чтобы устранить эти вред-
ные явления, трубные мельницы, работающие по открытому
способу, оборудуют установками для аспирации (вентиляции).

Загрузочный и разгрузочный концы трубных мельниц, неза-
висимо от их размеров и производительности, оборудуются
примерно одними и теми же вспомогательными приспособлени-
ями. Из бункера, расположенного над мельницей (фиг. 39, а),
материал сползает в тарельчатый питатель 1. С тарелки пита-
теля по промежуточной течке 2 он поступает в питательную
течку 3 мельницы, нижний конец которой, опирающийся стой-
кой 4 на фундамент мельницы, входит во внутреннюю полость
загрузочной цапфы. Чтобы поступающий в мельницу материал
не выбивался наружу и не распылялся через зазор между вра-
щающейся цапфой и неподвижной течкой, в него встраивают
уплотнительное приспособление. При размоле клинкера с вве-
дением в него добавок подача материала в загрузочную течку
мельницы производится двумя или тремя тарелками, над каж-
дой из которых имеется отдельный бункер для клинкера или
добавок.

Разгрузочный конец мельницы заключен в кожух 6 (фиг.
39, б), к верхней части которого присоединен всасывающий
трубопровод 5 вентилятора для отсасывания из мельницы го-
рячего воздуха и водяных паров, а к нижней — разгрузочный
патрубок 8 для готового материала. Через этот патрубок и пи-
татель 9, приводимый в движение от отдельного электродвига-
теля, готовый материал равномерно подается в порционные
автоматически действующие весы 10. Из весов по аэрожелобу
11 или 16 материал перемещается в один из бункеров 12 или
15. Отсюда он спускается в винтовой пневматический насос 13
или 14, которым транспортируется затем в бункера или на склад
готовой продукции.

По патрубку 7 отводятся крупные неразмолотые частицы
материала и остатки мелющих тел, задержанные контрольным
ситом, расположенным в кожухе разгрузочного устройства.
Чтобы через зазор между неподвижным кожухом и вращаю-
щимся корпусом мельницы в кожух не засасывался наружный
воздух, зазор уплотняется. При большом диаметре мельницы
уплотнительное приспособление имеет сложную конструкцию
и действует удовлетворительно лишь при внимательном обслу-
живании.

Из трубных мельниц, работающих по открытому способу,
на отечественных цементных заводах наибольшее распростра-
нение получили мельницы 2,2X13 м конструкции Уралмашза-
вода и мельницы 2,2X13 и 2,55X13 м конструкции машино-
строительных заводов «Полизиус» и им. Тельмана (ГДР).
Меньше распространены мельницы Уралмашзавода размерами
2,0X10.5 и 2,6X13 м и мельницы других конструкций.

12.	МЕЛЬНИЦЫ 2,2X13 м С ЦЕНТРАЛЬНЫМ ПРИВОДНЫМ
УСТРОЙСТВОМ И ЦЕНТРАЛЬНОЙ РАЗГРУЗКОЙ

Мельница 2,2X13 м УЗТМ является одной из совершенных
размольных установок, что подтверждается многолетней прак-
тикой ее эксплуатации. Мельницы этого размера выпускаются
теперь заводом «Сибтяжмаш». Усовершенствования, введен-
ные в конструкцию мельницы, еще больше повысили ее качество.

Фиг. 40. Схема мельницы 2,2x13 мс центральным приводным
устройством.

Сварной корпус мельницы опирается на два массивных
цапфовых подшипника 1 (фиг. 40), оборудованных приспособ-
лением для водяного охлаждения. Приводной вал 4 мельницы
при помощи двух зубчатых муфт 3 и 5 связывает разгрузочное
днище мельницы с тихоходным валом , ее редуктора. Мельница
приводится в движение от электродвигателя 6. Кожух 2, охва-
тывающий разгрузочный патрубок, предохраняет материал от
распыления во время разгрузки.

Корпус изготовлен из стальных листов толщиной 28 мм
и имеет четыре люка овальной формы. Люки закрываются лег-
кими внутренними крышками. Мельницы выпускаются с одной
междукамерной перегородкой, но предусмотрена возможность
установки еще одной или двух дополнительных перегородок.

Материал поступает в мельницу через специальное загру-
зочное устройство — грушу 1 (фиг. 41, а), жестко связанную
с торцом цапфы и вращающуюся вместе с ней. Во внутренней
полости груши имеются винтовые лопасти, при помощи которых
материал, поступивший в нее, подается во внутреннюю полость
цапфы. В цапфу вставлена легкая, изготовленная из листовой
стали втулка 2, к внутренней стороне которой также приварена
винтовая лопасть. При помощи этой лопасти материал прину-
дительно вводится во внутреннюю полость мельницы.

Фиг. 41. Схема загрузочного (а) и разгрузочного (б) конца мельницы 2,2x13л
с центральным приводным устройством.

Загрузочное устройство имеет значительно большую произ-
водительность по сравнению с производительностью мельницы.
Этим устраняется опасность недогрузки мельницы материалом.
Между питательной течкой и вращающейся цапфой уста-
новлено двойное фетровое уплотнение 3 с прижимным кольцом 4.
Чтобы улучшить работу уплотнительных колец, в зазор между
ними и течкой вводится при помощи сжатого воздуха густая
смазка.

В противоположном конце мельницы помещена разгрузоч-
ная решетка 5 (фиг. 41, б), соединенная с днищем при помощи
болтов 6. К центральной части решетки крепится конус 7.
Кольцевое пространство между днищем, решеткой и конусом
разделено радиально направленными лопастями на отдельные
секции. При вращении мельницы размолотый материал, про-
шедший через решётку, захватывается вращающимися лопа-
стями и приподнимается ими вверх. Падая на конус и сползая
по нему, материал попадает в разгрузочную воронку 8, а из нее
в разгрузочный патрубок 9, расположенный между корпусом
мельницы и ее приводным валом. В разгрузочном патрубке,
защищенном от износа броневой втулкой//.имеются отверстия,
через которые готовый материал выпадает из мельницы в про-
странство, ограниченное контрольным ситом 10. Сито жестко
прикреплено к разгрузочному патрубку и вращается вместе
с ним. Просеянный через сито материал сползает по стенкам
кожуха на транспортер готовой продукции. В патрубок 14 че-
рез полку уголка 13 попадают задержанные на контрольном
сите недомолотые частицы материала и остатки мелющих тел.
Заглушка ^.встроенная во внутреннюю полость разгрузочного
патрубка, отделяет рабочее пространство мельницы от атмо-
сферы со стороны приводного вала. Между фланцами рагрузоч-
ного патрубка и кожухом зажаты уплотнительные устройства.

13.	МЕЛЬНИЦЫ 2,2X13 м С ПЕРИФЕРИЧЕСКИМ ПРИВОДНЫМ
УСТРОЙСТВОМ И ЦЕНТРАЛЬНОЙ разгрузкой

Мельницы 2,2X13 м с периферическим приводным устройст-
вом конструкции завода «Полизиус» (ГДР) используются как
для сухого, так и для мокрого размола материалов (фиг. 42).
Эти мельницы установлены в основном на цементных заводах,
оборудованных вращающимися печами длиной 127 м. При уста-
новке мельниц предусматривалось, что они будут работать
в качестве трехкамерных, поэтому в их внутренней полости
помещены две двойные междукамерные перегородки. Часть
мельниц в таком виде работает и теперь, а остальные переве-
дены на двухкамерные с укладкой по длине первой камеры
каблуковых плит.

Корпус мельницы составлен из двух обечаек, сваренных из
стальных листов толщиной 28 мм. Обечайки соединены между
собой при помощи заклепочных швов с наложением наружно-
го соединительного пояса шириной 500 мм. В корпусе имеются
три люка овальной формы, расположенные по одной образую-
щей корпуса. Люки закрываются внутренними крышками, при-

Фиг. 42. Схема мельницы 2,2x13 м с периферическим приводным устройством.

Фиг. 43. Схема разгрузочного конца мельницы 2,2 х 13 м с периферическим при-
водным устройством.
жимаемыми к кромкам отверстия при помощи двух поперечных
скоб и болтов.

На один из концов корпуса жестко посажен зубчатый венец.
Длинный приводной вал мельницы смещен в сторону от ее
центральной оси и при помощи муфты соединен с редуктором.
Вал опирается на четыре подшипника.

Загрузочное устройство рассматриваемой мельницы подоб-
но загрузочному устройству модернизированной мельницы
2,2X13 м УЗТМ, а ее разгрузочный конец имеет другую конст-
рукцию. Размолотый материал, прошедший через решетку 1

Фиг. 44. Схема мельницы 2,55x13 м с периферической разгрузкой.

(фиг. 43), поднимается и направляется во внутреннюю полость
разгрузочной цапфы при помощи приваренной к решетке спи-
ральной лопасти 2 и винтовых лопастей <3. На внутренней по-
верхности разгрузочной втулки, вставленной в цапфу, также
имеются винтовые лопасти 4, при помощи которых материал
проталкивается вдоль цапфы к разгрузочному конусу 5. К рас-
ширенной части конуса прикреплено контрольное сито 7. При
помощи уплотнений 6 закрывается зазор между вращающимся
конусом и неподвижным кожухом мельницы. Всасывающий
патрубок 8 вентилятора мельницы введен в кожух не сверху,
как обычно, а с торцовой стороны, чем снижается сопротивле-
ние движущемуся из мельницы воздушному потоку.

Длинный приводной вал с четырьмя подшипниками и вен-
цовая шестерня, надетая на корпус, усложняют конструкцию
мельницы.

14.	МЕЛЬНИЦЫ 2,55X13 м С ПЕРИФЕРИЧЕСКОЙ РАЗГРУЗКОЙ
И ЦЕНТРАЛЬНЫМ ПРИВОДНЫМ УСТРОЙСТВОМ

Мельницами 2,55X13 м конструкции завода им. Тельмана
(ГДР) оборудованы те из отечественных цементных заводов,
где установлены вращающиеся печи длиной 150 м, и значитель-
ная часть заводов, подвергшихся в последние годы реконструк-
ции и расширению. Мельницы 2,55X13 м используются как для
мокрого, так и для сухого размола материалов.

Корпус мельницы сварной конструкции изготовлен из стальных
листов толщиной 36—40 мм (фиг. 44). В корпусе имеются четы-
ре люка, закрытые накладными крышками. Люки расположены,
по двум диаметрально противоположным образующим. Мельни-
ца вращается от электродвигателя через мощный редуктор.
У мельницы имеется также вспомогательное приводное устрой-
ство, позволяющее медленно поворачивать ее при ремонтах и
загрузке мелющими телами.

При установке мельниц этой конструкции предполагалось,
что они будут работать в качестве четырехкамерных, поэтому
мельницы оборудовались тремя простыми междукамерными пе-
регородками. Часть мельниц работает по этой схеме и теперь, а
другая часть переведена на двухкамерные с футеровкой первой
камеры плитами каблукового типа.

Материал подается в мельницу через чугунную питательную
течку 1 (фиг. 45, а), опирающуюся на вертикальную стойку 8.
Из течки материал поступает в конусообразную загрузочную
воронку 2, вставленную во внутреннюю полость цапфы. Воронка
имеет большой центральный угол, обеспечивающий достаточный
уклон для подаваемого материала, поэтому поступающий в во-
ронку материал быстро перемещается вдоль ее оси и, не задер-
живаясь, попадает в полость мельницы.

Стальное кольцо 5 играет роль футеровки днища, предохра-
няя его от износа мелющими телами и материалом. Ребра
4, которые расположены на днище, усиливают его жесткость
и одновременно служат упорами для кольца 5. Кольцо крепится
к днищу болтами.

Разгрузочное днище мельницы 2,55X13 м (фиг. 45, б) по
своей конструкции несколько отличается от днищ мельниц с цен-
тральной разгрузкой измельченного материала. Форма разгру-
зочного днища такая, что между внутренней поверхностью дни-
ща и разгрузочной решеткой 10 образуется свободное кольцевое
пространство. В стенках днища вырезаны отверстия 9 овальной
формы, через которые выпадает готовый продукт из мельницы
в нижнюю часть кожуха (на фиг. 45, б кожух не показан).

Массивная стальная деталь 12, вставленная во внутреннюю
полость разгрузочной цапфы, предназначена для соединения кор-
пуса мельницы с ее приводным валом. На выходном конце этой
детали имеются шлицы. Конец приводного вала, примыкающий
к соединительной детали, также снабжен шлицами. Концы со-
единительной детали и вала связываются между собой при помо-
щи двойной шлицевой муфты 13. Чтобы соединительная деталь
не Могла поворачиваться в цапфе, она жестко скреплена с ней
02550

02550

Фнг. 45. Схема загрузочно о (а) и разгрузочного (>) конца
мельницы 2,55x13 м.
при помощи шпилек 11, равномерно расположенных по/ окруж-
ности поперечного сечения цапфы.	/

Конструкция соединения днища с приводным валом неудач-
на: соединительная деталь тяжела и велика по размерам, для
нормальной работы соединения необходима очень точная обра-
ботка шлицев соединительной детали и шлицев муфты и точная
сборка деталей. При несоблюдении этих условий усилия при ра-
боте мельницы распределяются по шлицам неравномерно, пе-
регруженные шлицы быстро изнашиваются, что сопровождается
вибрациями в приводном механизме и разгрузочном конце
мельницы.

15.	МЕЛЬНИЦЫ 3,2X15 м

Мельницы 3,2X15 м являются самыми мощными по произво-
дительности и размерам среди размольных установок, работаю-
щих по открытому способу. Мельницы запроектированы с цен-
тральной разгрузкой готового продукта и с центральным
приводным устройством. Корпус мельницы сваривается из
стальных листов толщиной 46 мм. Стальные литые флан-
цы после обработки привариваются к корпусу. Загрузочный и
разгрузочный концы мельницы по конструкции подобны таким
же узлам модернизированной мельницы 2,2X13 м УЗТМ.

Мельница приводится в движение от тихоходного синхрон-
ного электродвигателя через редуктор. Кроме основного, преду-
смотрена установка вспомогательного приводного устройства
для медленного поворота мельницы на определенный угол. Вспо-
могательный привод соединяется с быстроходным валом редук-
тора при помощи кулачковой муфты с пневматическим включе-
нием. Приводы сблокированы так, что включение главного
привода возможно только при предварительном отключении вспо-
могательного приводного устройства. Самопроизвольный обрат-
ный поворот мельницы при отключении вспомогательного при-
вода предотвращается храповым механизмом, установленным
на червячном валу редуктора.

Внутренняя полость мельницы разделена на две камеры
простой перегородкой, составленной из нескольких секторов.
Для футеровки первой камеры используют только каблуковые
плиты, а для футеровки второй — плоские. Чтобы можно было
перевести мельницу на работу в качестве трех-четырехкамер-
ной, корпус мельницы изготовляется с четырьмя люками оваль-
ной формы. Люки, расположенные по двум диаметрально про-
тивоположным образующим, закрываются внутренними крыш-
ками.

Мельница снабжена приспособлением для впрыскивания во-
ды в последнюю камеру с целью повышения производительности
------

мельниЦь!, снижения ею расхода электроэнергии и достижения
более тонкого размола клинкера, а также для снижения темпе-
ратуры всходящего цемента.

16.	МЕЛЬНИЦЫ 2,4X10.6 м

Мельницы таких размеров, изготовляемые заводом «Поли-
зиус» (ГДР), работают на отечественных цементных заводах по
замкнутому способу. Мельница запроектирована трехкамерной,
но при удалении перегородки между первой и второй камерами

Фиг. 46. Схема работы мельницы 2,4X10,6 м.

она может работать и как двухкамерная. Вторая камера мель-
ницы отделена от третьей глухой перегородкой.

Мельница загружается свежим материалом (фиг. 46) через
течку 1, над которой установлено три тарельчатых питателя,
дозирующих клинкер и добавки. Через шнек 2 и течку 13 в мель-
ницу возвращается крупка из сепараторов 6 и 9. При отделении
в сепараторах большого количества крупки и перегрузке ею
третьей камеры часть крупки может быть направлена вместе со
свежим материалом в первую камеру. Чтобы это можно было
осуществлять, витки винта левой части шнека, отделенной пере-

,та пра-

городкой от правой, имеют одно направление, а витки bi
вой части — другое. Готовый материал из сепараторов ^Ыпадаёт
в аэрожелоб 4 и перемещается им на пневматический транс-

портер 14, который подает готовый продукт в силосы Для хра-
нения. Вентилятор <5? нагнетает
воздух в нижнюю Часть аэро-
желоба.	I

Полупродукт из мельницы
в сепараторы транспортирует-
ся при помощи двух элевато-
ров 15. Сепараторы приводят-
ся в движение от индивидуаль-
ных электродвигателей через
редукторы.

Мельница оборудована дву-
мя вентиляционными система-
ми: первая — с вентилятором
10 — предназначена для аспи-
рации мельницы, а вторая — с
вентилятором 5 — для аспи-
рации сепараторов. Вентиля-
тор 5, создавая разрежение в
загрузочных и разгрузочных

частях элеваторов,
также выделение

снижает
пыли в
(вентиля-

помещение
ционные

цеха

воздухопроводы к

элеваторам на фиг. 46 не по-
казаны).

Вытягиваемые из мельницы
воздух и водяные пары выбра-

сываются в атмосферу, пройдя
предварительно через последо-
вательно соединенные между собой циклон 12 и электро-
фильтр 8. Осажденная в циклоне и электрофильтре пыль по-
ступает в камерный пневматический транспортер. Сюда же по
труботечке 11 стекает пыль из трубопровода, соединяющего
кожух 16 мельницы с циклоном.

Для очистки воздуха, который отсасывается из сепараторов,
установлен матерчатый фильтр 7. Собравшаяся в нижней части
фильтра пыль отводится в аэрожелоб. '

Чтобы снизить подсос наружного воздуха в систему размоль-
ной установки, находящуюся под разрежением, трубопроводы,
по которым движется крупка и пыль, оборудованы затворами-
мигалками или секторными затворами, приводимыми в дви-
жение от отдельных электродвигателей малой мощности, _____

Мельница имеет периферическое приводное устройство, вра-
щение получает через редуктор от быстроходного электродви-
гателя. Корпус мельницы изготовлен из стальных листов толщи-
ной 30 мм и состоит из трех обечаек, которые соединены между
собой при помощи наружных накладных пойсов и заклепочных
швов.

Для разгрузки полупродукта из мельницы в корпусе .по
обе стороны глухой перегородки (фиг. 47) вырезано два ряда
прямоугольных отверстий размером 160X180 мм— по восемь
в каждом ряду. Наружный соединительный пояс усиливает
жесткость корпуса, ослабленного разгрузочными отверстиями.
Жесткость корпуса в этом месте усиливается также и внутрен-
ним поясом, который одновременно играет роль футеровки
корпуса на участке между разгрузочными решетками.

Справа и слева от разгрузочных отверстий к наружной по-
верхности корпуса приварены два стальных кольца. Эти кольца
входят в уплотнительное устройство мельницы: при ее вращении
они своими чисто обработанными внутренними поверхностями
скользят по наружным поверхностям кожуха мельницы. Таким
путем снижается засасывание воздуха извне в мельницу через

8

А. И. Боганов
Элементы характеристики	Размеры мельниц конструкции УЗТМ и завода «Сибтяжмаш» в м				Размеры мелышц заво- дов *Полизиу6> и им. Тельмана (ГДР) в м	
	2x10,5	2,2X13	2,55X13	3,2x15	2,2x13	k, 55x13
Вид привода .		Центральный			Перифери/ ческий /	Централь- ный
Вид разгрузки .		Центральная			Централь- ная 1	Перифери- ческая
Число оборотов						
в минуту , , Мощность уста-	23	22	20	16	20,8	19,5
новленного электродвига- теля в кет .	400	600	1000	2000	514	860
Число оборотов						
электродвига-  теля в минуту	735	750	750	100	—	975
Вес загружен-						
ных мелющих тел в т . . ,	35	50	80	140	43	80
Вес мельницы с						
приводным						
устройством  (без мелющих						
тел и электро- двигателя) BW	105	134,5	206	355				
Толщина листа						
корпуса мель- ницы в мм .	26	28	36 и 40	45	28	36 и 40
Диаметр цапфо-						
вого подшип- ника в мм . .	800	900	1200	1400	900	1200
Длина вкладыша						
цапфового под-						
шипника в мм	370	450	770	860	750	700
Удельное давле-						
ние на под- шипники в кг/см* . . .	19,4	16,0	11,6					
Производитель-						
ность при раз-						
моле клинкера (остаток на сн- те № 0085 не						
больше 10%) в mJ час . .	10	17	—	50	16,2	26
Производитель-						
ность, отне-  сенная к 1 м*						
мелющих тел, в кг/час . .	286	340	—	367	376	326
Производитель-						
ность, отне- сенная к 1 кет  приводного						
электродвига- теля, в кг/час	25	28,4	—	25	31,6	30,2
«е разгрузочную часть. Чтобы уменьшить трение между трущи-
мися поверхностями колец и кожуха, в зазор между ними вво-
дится ма\:ло. Заполняя зазор, масло одновременно способству-
ет уплотнению зазора.

Разгрузочные решетки составлены из отдельных секторов.
Между собой решетки связаны болтами (на фиг. 46 не пока-
заны). Загрузочные течки и загрузочные устройства мельницы
выполнены сварными; они легки и удобны для замены при
взносе.

Загрузочное устройство представляет одно целое с внутрен-
ней воронкой 4 (фиг. 48), которая вставлена в отверстие цапфы.
Устройство изготовлено из стального листа толщиной 10 мм
и состоит из наружной и внутренней обечаек 1 и 2. Наружная
обечайка сплошная, а во внутренней имеются отверстия 5. При
помощи четырех изогнутых лопастей 6 кольцевое пространство
между обечайками разделено на отдельные секции.

Вращаясь вместе с мельницей, лопасти захватывают ма-
териал, который движется по питательной течке 7. При даль-
нейшем вращении загрузочного устройства материал, сползая
по внутренней поверхности лопастей и проваливаясь через от-
верстия внутренней обечайки, попадает в воронку. Отсюда
винтовыми лопастями 3 материал перемещается далее, во внут-
реннюю полость мельницы. С торцовой частью цапфы загрузоч-
ное устройство жестко соединяется при помощи шпилек.

Для снижения подсоса наружного воздуха в мельницу через
щель между неподвижной питательной течкой и вращающимся
загрузочным устройством ширину щели при эксплуатации мель-
ницы выдерживают в пределах от 2 до 3 мм.

В табл. 2 приведена характеристика основных трубных мель-
ниц, работающих на отечественных цементных заводах.

£.	17. МЕЛЬНИЦЫ 2,18X4,37 м

Однокамерная шаровая мельница 2,18X4,37 м (см. фиг. 31)
является одной из наиболее распространенных на отечествен-
ных цементных заводах мельниц для подготовки угля к сжига-
нию. Сварной корпус мельницы (фиг. 49) изготовлен из сталь-
ных листов толщиной 16 мм. -У разгрузочного конца внутрен-
няя полость мельницы при помощи радиально •направлен-
ных перегородок 1 разделена на отдельные секции длиной
около 1 м. Центральная часть этой, разделенной на секции,
внутренней полости мельницы заглушена стальными дисками 2.
При вращении мельницы радиально направленные перегородки
поднимают уголь, который затем сползает с перегородок и, рас-
сеиваясь, омывается горячими газами. Таким образом увели-
ь*
чивается поверхность соприкосновения угля с горячими газами.
Интенсивность теплообмена в результате этого возрастает, уголь
хорошо подсушивается, и производительность мельницы уве-
личивается.

Свежий уголь из бункера поступает в мельницу через
течку 11. Через эту же течку на домол в мельницу возвраща-
ется крупка, отделенная в сепараторе. По патрубку 8 во внут-
реннюю полость мельницы засасываются горячие газы, а по пат-
рубку 10 вводится холодный воздух для снижения температуры

Фиг. 49. Схема мельницы 2,18x4,37 м.

горячих газов, если в этом появляется необходимость. При по-
мощи шибера 9 производится регулирование количества вводи-
мого холодного воздуха.

У разгрузочного конца мельницы параллельно ее днищу
установлена разгрузочная решетка 3 с узкими щелями у осно-
вания и отверстием в центральной части, которое закрыто
ситом 5. Радиально направленные перегородки 4, отливаемые
вместе с секторами решетки, делят кольцевое пространство
между решеткой и днищем на отдельные секции. Измельченный
уголь, прошедший через решетку, поднимается вращающимися
лопастями и, захваченный при падении вниз движущимся воз-
душным потоком, выносится по трубопроводу 7 из мельницы
в сепаратор.

Плоские лопасти 6, прикрепленные к внутренней поверхности
разгрузочной цапфы, способствуют выносу измельченного угля
из мельницы: они поднимают оседающий в .цапфе уголь и рас-
сеивают его по поперечному сечению цапфы.

Для нормальной работы мельницы необходимо, чтобы она
и примыкающие к ней вспомогательные устройства были гер-
метичны и чтобы соблюдался установленный для нее режим ра-
боты. Нормальным считается такой режим работы, при кото-
ром температура газового и пылегазового потока [9] перед
мельницей равна 250—350°, за мельницей (перед сепаратором)
70—100° и перед вентилятором 50—70°, а разрежение состав-
ляет в углепитательной течке 20—40, за сепаратором 350—500
и перед вентилятором 500—700 мм вод. ст.

При поступлении угля кусками размером в поперечнике не
больше 20 мм, с начальной влажностью 10 %, остаточной
1—2% и с тонкостью размола до 10—12% остатка на сите
№ 0085 производительность мельниц равна 8—9 т)час. Мощ-
ность ее приводного электродвигателя составляет 190 квт при
загрузке 18,5 т мелющих тел. Мельница имеет периферическое
приводное устройство и работает с 22,4 об/мин.

Мельницами подобной конструкции, но более крупными по
размерам (2,8X5,5 м) и более мощными по производительно-
сти (16.—18 т/час) предполагается оборудовать новые цементные
заводы с вращающимися печами 4,5 X 170 м.

18. ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ ШАРОВЫХ И ТРУБНЫХ МЕЛЬНИЦ

•

Материалы обладают разной сопротивляемостью разруше-
нию, поэтому производительность мельницы в первую очередь
зависит от свойств материала, который в ней размалывается.
При размоле материала определенных свойств мельница рабо-
тает с большей или меньшей производительностью в зависимости
от числа оборотов, количества загруженных мелющих тел, их
величины, от степени загрузки размалываемым материалом,
равномерности его поступления, степени аспирации внутренней
полости мельницы, от числа установленных в ней перегородок,
живого сечения перегородок, исправности загрузочных и раз-
грузочных приспособлений и т. п.

Выбор наивыгоднейшего числа оборотов мельницы является
одним из наиболее важных вопросов при ее конструировании
и эксплуатации, так как при большей скорости вращения, чем
требуемая, работоспособность мельницы не улучшается, а рас-
ход мощности возрастает.

Если мельница предназначена для размола мягких материа-
лов, причем поступающих в нее в виде мелких кусков, то целесо-
образнее использовать ее при несколько меньшей скорости вра-
щения, по сравнению с мельницей такого же диаметра, но раз-
малывающей крупные куски твердого материала.

В трубных мельницах, где материал в первой и в последней
камере различен по гранулометрическому составу, небольшая
разность в высоте подъема мелющих тел достигается путем фу-
теровки камер плитами разной формы (выпуклыми или кулач-
ковыми — первой и плоскими — последней камеры).

С наилучшими результатами мельницы работают, если сте-
пень загрузки их мелющими телами находится в пределах 0,25—
€,35. Загрузку мельницы мелющими телами увеличивают, если
предполагают в ней размалывать мелкокусковые и мягкие мате-
риалы. Наоборот, при измельчении крупных кусков твердого
материала выгоднее загружать мельницу меньшим количеством
мелющих тел, чтобы при падении каждого из шаров случайность
его столкновения с другими шарами была минимальной, а число
полноценных ударов шаров о материал было наибольшим. Ис-
ходя из этого, первые камеры трубных мельниц используются
с меньшей степенью загрузки их мелющими телами, а послед-
ние — с большей.

Первые камеры загружают шарами диаметром 100—60 мм,
а последующие — шарами диаметром 60—40 мм и стальными
нли чугунными цилиндриками длиной 20—35 лии и диаметром
15—25 мм (цильпебсом).

Как показывает практика, более производительно каждая из
камер мельницы работает при загрузке ее шарами не одинаково-
го, а разного диаметра. Подбор ассортимента мелющих тел про-
изводится при эксплуатации мельницы в зависимости от физи-
ческих свойств размалываемого материала. Истираясь при ра-
боте, мелющие тела изменяют свой вес и форму. Своевременная
догрузка мельницы мелющими телами и периодическая замена
всех мелющих тел устраняют возможность снижения производи-
тельности.

При перегрузке мельницы размалываемым материалом ее
производительность снижается потому, что увеличенный по срав-
нению с нормальным общий объем мелющих тел и материала
нарушает свободное падение мелющих тел и снижает силу их
удара о материал. Мелющие тела, распределенные в большой по
объему массе материала, не могут эффективно истирать мате-
риал, поскольку они отделены один от другого его толстым сло-
ем, обладающим определенной упругостью. Производительность
мельницы снижается и при недогрузке ее размалываемым мате-
риалом, так как при этом часть энергии шаров расходуется бес-
полезно на удар об обнаженные плиты футеровки и друг о друга.

Наблюдения за работой мельниц показывают, что они работа-
ют производительнее при условии, если размалываемый матери-
ал подается в мельницу равномерно и заполняет только пустоты
между мелющими телами. Вес клинкера в мельнице при нор-
мальном ее заполнении составляет приблизательно 14% от веса
мелющих тел [10].

О количестве материала в мельнице судят по высоте звука,
который производят мелющие тела при ударе о корпус: глухим
шумом перекатывающихся мелющих тел сопровождается работа
мельницы, перегруженной размалываемым материалом; звонкие
удары мелющих тел друг о друга и о броневые плиты слышны,
когда мельница работает при недостаточном количестве матери-

ала.

Для контроля степени загрузки мельницы размалываемым

материалом и автоматического регулирования равномерности
его поступления в мельницу большая часть мельниц, работаю-

щих на отечественных цемент-
ных заводах, оборудована эле-
ктроакустическими регулято-
рами загрузки.

Электроакустический регу-
лятор состоит из электродина-
мического микрофона 1 (фиг.
50), который установлен у
стенки первой камеры мельни-
цы и воспринимает звуки, воз-
никающие при работе мельни-
цы; измерителя частоты зву-
ков 2, который усиливает шу-
мовую электродвижущую силу
и анализирует ее по частоте;
автоматического потенциомет-

Фиг. 50. Схема электроакустического
регулятора заполнения мельницы
материалом.

ра 3, управляющего через

промежуточное реле и магнитный пускатель 4 работой электро-
двигателя 5, который приводит в движение тарельчатый пита-
тель 6 [11]. Вращаясь с большей или меньшей скоростью, тарель-
чатый питатель увеличивает или уменьшает подачу материала
в мельницу, сохраняя приблизительно ту степень наполнения им
первой камеры мельницы, на которую отрегулировано контроль-
ное устройство.

На производительность мельницы большое влияние оказыва-
ет степень аспирации ее внутренней полости: с усилением аспи-
рации производительность возрастает. Однако интенсивность от-

сасывания из мельницы нагретого воздуха и водяных паров не

должна переходить определенного предела, когда вместе с воз-
духом из мельницы удаляются не только тонкие, но и грубые,
недомолотые частицы материала, что приводит к снижению ка-
чества продукта. На основании опытов [12] аспирацию мельниц
2,2 X 13 м рекомендуется вести с таким расчетом, чтобы в час из
них отсасывалось 7 т воздуха. На Краматорском цементном заво-
де наибольшую производительность мельница такого же диаметра
давала, когда воздушный поток вдоль ее разгрузочного конца
двигался со скоростью 0,7 м/сек. При определении скорости
движения воздуха в мельнице коэффициент заполнения ее мелю-
щими телами и размалываемым материалом принимался равным
0,4, а средняя температура отсасываемого воздуха 80° [13].

При работе аспирационной системы из внутренней полости
мельницы в коробку поступает только небольшая часть того воз-
духа, который перемещается вентилятором, а другая его часть,
более значительная по объему, засасывается в коробку из атмо-
сферы через зазоры между вращающимся разгрузочным концом
мельницы и неподвижной аспирационной коробкой. Наружный

Фиг. 51. Схема затворов-мигалок:

а — конструкции Краматорского цемгнтного завода; б — конструкции треста.
«Газоочистки».

воздух засасывается в аспирационную систему также через за-
зоры между коробкой и транспортером готовой продукции и че-
рез неплотности воздухопровода. Поэтому характеристикой ра-
боты аспирационной установки, или эффективностью ее дейст-
вия, должно являться не создаваемое в коробке разрежение,
а отношение количества воздуха, проходящего через мельницу,
к количеству воздуха, которое перемещается вентилятором.
У большинства эксплуатирующихся мельниц эффективность
действия аспирационных установок из-за недостаточной их гер-
метичности очень низка: она, как правило, не превышает 10% [12].

В повышении эффективности действия аспирационной уста-
новки большую роль играют затворы и уплотнители. Затвор-ми-
галка конструкции Краматорского цементного завода (фиг.
51, а) предназначен для выпуска из бункера пыли, осажденной
из воздушного потока, и для предупреждения засасывания при
этом в мельницу и пылеуловитель наружного воздуха. Клапан
(основная рабочая деталь затвора-мигалки) прижат к фланцу
Фиг, 52. Схема J уплотнительного устройства
разгрузочного 'конца мельницы 2,2x13 м
с периферическим приводом.

пылесборной трубы контргрузом, подвешенным к рычагу, кото-
рый жестко соединен с шарнирной осью клапана. Клапан откры-
вается под действием веса накопившейся в сборной трубе пыли,
превышающим действие контргруза.

Затвор-мигалка сваривается из тонких стальных листов и ра-
ботает удовлетворительно, если при его изготовлении соприкаса-
ющиеся поверхности клапана и фланца сборной трубы чисто
обработаны, при сборке труба плотно присоединена к сборнику
пыли и при эксплуатации она своевременно освобождается от
скопившейся в ней по какой-либо причине пыли.

Затвор-мигалка кон-
струкции треста «Газо-
очистка» (фиг. 51,6)
предназначен для той
же цели, что и затвор
конструкции Крама-
торского завода, и по«
добен ему по способу
действия. Клапан и ко-
нец сборной трубы за-
твора-мигалки треста
«Газоочистка» откры-
ты (могут осматри-
ваться во бремя рабо-
ты), поэтому затвор
допускает большее за-

сасывание наружного
воздуха в мельницу в
момент выпуска мате-
риала из сборной тру-
бы.

Устройство, схема которого приведена на фиг. 52, служит
для уплотнения зазора между неподвижной аспирационной
коробкой (кожухом) 7 мельницы 2,2 X 13 м с периферическим
приводом и ее разгрузочным вращающимся патрубком 1.
К стальному кольцу 5, которое приварено к стенке аспирацион-
ной коробки, при помощи гаек 6 прижат резиновый фартук 3.
На фартук наложены плоские стальные пружины 4, расположен-
ные равномерно по центровой окружности. К свисающему концу
фартука прикреплено стальное кольцо, имеющее в сечении фор-
му швеллера, а в его внутреннюю полость вставлена кольцеоб-
разная деревянная деталь 2. Пружины прижимают эту деталь
к вспомогательному кольцу вращающегося разгрузочного пат-
рубка мельницы. Для снижения трения деревянная деталь по-
крыта графитом.
Для уплотнения зазора между фланцем вращающегося раз-
грузочного патрубка 1 и торцовой стенкой аспирационной короб-
ки 2 в мельницах УЗТМ применяют уплотнительное приспособ-
ление. Основной рабочей деталью этого приспособления
(фиг. 53, а) является стальное кольцо 6, которое помещено меж-
ду вращающимся фланцем и вспомогательным неподвижным

Фиг, 53. Схема уплотнительного устройства конструкции УЗТМ для разгрузоч-
ного (а) и загрузочного (б) конца мельницы.

кольцом 3, жестко связанным с аспирационной коробкой. Сжа-
тый воздух, вводимый в прорезиненный шланг 5, который рас-
положен между плоской кольцеобразной деталью 4 и уплотни-
тельным кольцом, прижимает последнее к вращающемуся флан-
цу разгрузочного патрубка. По маслопроводу 7 в зазор между
уплотнительным кольцом и фланцем вводится смазка для умень-
шения их износа и трения между ними.

На фиг. 53,б приведена схема приспособления конструкции
УЗТМ для уплотнения зазора между фланцем неподвижной
питательной течки 8 и фланцем вращающейся загрузочной гру-
ши 10. В. зазор между течкой и грушей введены два параллельно
расположенных фетровых кольца 9. Зажимная втулка 11 устра-
няет возможность выпадения колец из зазора. При помощи сжа-
того воздуха по трубопроводу 12 в уплотнительное устройство
нагнетается масло. Оно снижает трение между соприкасающи-
мися деталями устройства и способствует сохранению герметич-
ности внутренней полости мельницы.

Междукамерные перегородки, устраняющие перемещение ме-
лющих тел из одной камеры в другую, препятствуют движению
Фиг. 54. Схема расположения плит
каблукового типа.

размалываемого материала к разгрузочному концу мельницы
и служат, следовательно, причиной снижения ее производитель-
ности. Вместо перегородок необходимо найти другие устройства,
которые не допускали бы перемещения мелющих тел вдоль мель-
ницы, но и не препятствовали движению материала. Частично
такую роль играют теперь броневые плиты каблукового типа
с наклонно расположенными рабочими поверхностями. Плиты
этого вида сортируют мелющие тела по их крупности. Самосор-
тировка мелющих тел по их крупности происходит за счет раз-
личной скорости скатывания шаров разного диаметра вдоль на-
клонной рабочей поверхности плиты. При этом крупные шары
вытесняют мелкие в конец камеры, в зону мелких шаров. Само-
сортирующие каблуковые плиты позволили уменьшить число
перегородок в труб-
ных мельницах, что
привело к возраста-
нию их производи-
тельности [14].

Значит ел ь н ая
часть трубных мель-
ниц работает теперь
в качестве двухка-
мерных. Первая ка-
мера таких мельниц
футерована Каблу-

ковыми самосортирующими плитами, а вторая — плоскими. Каб-
луковые плиты устанавливаются по схеме, приведенной на фиг. 54.
Рабочие поверхности плит наклонены к горизонту под углом
8—10°. Длина плит принята равной приблизительно 500 мм.
Плиты отливаются из стали с содержанием 12—14% марганца
и 1 % хрома.

При использовании каблуковых самосортирующих плит уда-
ется удалить из мельниц одну-две перегородки и повысить этим
их производительность. Одновременно возрастает коэффициент
использования реконструированных мельниц, улучшаются усло-
вия для аспирации и уменьшается шум при работе из-за нали-
чия пустот между каждой из бронеплит и корпусом мельницы.

У трубных мельниц ширина щелей междукамерных перегоро-
док лежит в пределах 6—18 мм, а живое сечение перегородок
равно 5—15%. Ширина щелей междукамерной перегородки и ее
живое сечение выбираются в зависимости от тонкости предвари-
тельно измельченного материала, который должен проходить
через перегородку в следующую камеру мельницы. Ширина ще-
лей и живое сечение перегородки при работе мельницы увеличи-
ваются из-за износа ее рабочей стенки. Уменьшение живого се-
чения происходит из-за забивания щелей кусочками размалыва-
емого материала и износившимися мелющими телами.

Ширина щелей перегородки и ее живое сечение, предусмот-
ренные при конструировании мельницы, уточняются при ее рабо-
те в зависимости от выбранной длины камер и свойств размалы-
ваемого материала. Так как с увеличением живого сечения пере-
городок создаются лучшие условия для аспирации мельницы,
в производственных условиях их предпочитают выбирать с уве-
личенными живыми сечениями.

В последние годы сначала на заводах Чехословацкой Народ-
ной Республики, а затем на отечественных цементных заводах
для повышения производительности трубных мельниц в их по-
следние (цильпебсные) камеры поверх броневых плит стали уста-
навливать стальные планки длиной 1,5—2 м, располагая их ря-
дами вдоль корпуса мельницы. Планки высотой 50 мм и шири-
ной 100 мм с одной стороны скошены под углом 45°; они уста-
навливаются по окружности корпуса и крепятся к нему при по-
мощи броневых болтов, причем так, чтобы скос каждой планки
был обращен в сторону вращения мельницы. Высота скоса рав-
на примерно 35 мм. Установка двух-трех рядов планок вдоль
камеры приводит к увеличению производительности мельниц
при размалывании ими как клинкера [15], так и шлама [16]. Мож-
но полагать, что полезное действие планок вызывается усилени-
ем истирающего воздействия цильпебса на материал при спол-
зании материала и цильпебса по скосам планок.

Целесообразно при сухом размоле клинкера применять
интенсивное охлаждение цемента в последней камере мельницы,
больше того, которое достигается при помощи аспирации. Уста-
новлено, что тонко измельченные частицы цемента при высокой
температуре внутри последней камеры мельницы способны за-
ряжаться статическим электричеством и притягиваться из-за
этого одна к другой, а также к мелющим телам и плитам, обра-
зуя на них слой из материала, упругость которого снижает удар-
ное и истирающее воздействие мелющих тел на материал.

Чтобы охладить последнюю камеру мельницы, сделать воз-
дух проводником электричества и устранить возможность заряд-
ки частичек цемента статическим электричеством, в последние
камеры мельниц большой производительности вводят воду и тон-
ко ее распыляют. Вода вводится в таком количестве, чтобы, испа-
рившись, она только насыщала воздух, но не выпадала из него
в виде росы на материал, мелющие тела и броневые плиты. Кон-
струкции приспособлений для ввода воды в последние камеры
мельниц и для ее распыления пока не разработаны. Вода вводит-
ся через загрузочный конец мельницы, если он опирается при
помощи бандажа на опорные ролики, а не на цапфу, и через
пустотелый вал и разгрузочную цапфу, если мельница опирает-
ся на цапфовые подшипники и оборудована центральным при-
водным устройством.

Так как производительность мельницы зависит от многих,
перечисленных выше факторов, она не остается постоянной даже
для одной и той же мельницы. Поэтому не существует и уравне-
ний, позволяющих точно вычислить производительность мельни-
цы в зависимости от ее технической характеристики. Для опреде-
ления ориентировочной производительности «Нормами техно-
логического проектирования цементных заводов» [17] рекоменду-
ется следующее уравнение:

Q=6,45 Г D{-^°’3KqV т!час,	(53)

где D — диаметр мельницы в свету в м;

G — вес мелющих тел в т\

V — полезный объем мельницы в л3;

/С — удельная производительность мельницы в т]квт-ч по-
лезной мощности; для клинкера вращающихся печей
Я=0,035-^0,040;

q — поправочный коэффициент на тонкость помола; при
остатке на сите № 0085, равном 7; 8; 9; 10%, коэффи-
циент q соответственно равен 0,86; 0,91; 0,95 и 1,00.
Производительность шаровых мельниц с сепараторами, пред-
назначенных для размола угля, изменяется в больших пределах
в зависимости от сорта размалываемого угля, его влажности,
величины первоначальных кусков и тонкости, с которой он дол-
жен размалываться. Эмпирические уравнения для подсчета про-
изводительности шаровых мельниц с радиальными перегородка-
ми приведены в «Инструкции по опробованию мощного оборудо-
вания на цементных заводах» [9] и в «Нормах расчета и проекти-
рования пылеприготовительных установок» [18] — для коротких
шаровых мельниц отечественного производства.

ЛИТЕРАТУРА

1.	New Plant at Cauldon Low Cement and Lime Manufacture, 1947, 32,
№ 4, pp. 106—112.

2.	W. E. Tr a u f f e r, Peerless New Detroit Plant, Pit and Quarry, 1957,
50, № 1, pp. 108—110.

3.	А. И. Боганов, Механическое оборудование цементных заводов, изд.
2-е, Промстройиздат, 1955.

4.	Гезе, Применение гидроциклона при производстве цемента, «Тонин-
дустри-Цейтунг» № 23—24, 1954, стр. 392—397.

5.	С. Б. К а цис, Л. И. Бур готский, Обогащение глины на Кричев-
ском цементном заводе, «Цемент» № 1, 1958.
6,	Н. В б г п е г, Noch einmal: Sichter-oder Verbundmiihle? Zement —
Kalk —Gips, № 4, 1956, SS. 153—170.

7.	Беллвинкель, «Цемент, кальк, гипс» № 12; tl953.

8.	Л. Б. Левенсон, Г. И. Прейгерзои, Дробление и грохочение
полезных ископаемых, Гостоптехиздат, 1940.

9.	МПСМ, Инструкция по опробованию мощного оборудования на цемент-
ных заводах. Сепараторные угольные мельницы размерами 2,18X4,37 м для
одновременной сушки и размола угля и комплектующее их вспомогательное
оборудование, Промстройиздат, 1951.

10.	Вопросы помола в цементной промышленности, вып. 23, Гипроцемент,
1938.

11.	В. Ш. Береза, Автоматическое (регулирование подачи клинкера
в мельницу, «Цемент» № 2, 1954.

12.	П. В. Сидя ков, М. Н. Адорова, Аспирация цементных мельниц,
«Научные сообщения», Госстройиздат, 1958.

13.	А. Д. К а м и н с к и й, С. И. X в о с т е н к о в, Повышение производи-
тельности цементных мельииц, Промстройиздат, 1953.

14.	В. А. Арефьев, А. С. Черненко, В. В. Ткачев, Повышение
производительности шаровой мельницы, «Цемент» № 1, 1957.

15.	А. А р ж а н у х и н, Повышение производительности цементных мель-
ниц, «Строительные материалы» № 8. 1957.

16.	В. В. Т у р ь я н, М. М. М а л а м у д, Об эффективности установки
продольных планок на броневых плитах в камерах тонкого помола сырьевых
мельниц, «Цемент» № 3, 19'57.

17.	МПСМ, Нормы технологического проектирования цементных заводов,
Промстройиздат, 1952.

Л8. Нормы расчета и проектирования пылеприготовительных установок,
кн. 24, ЦЕДИ, Машгиз, 1952.
ГЛАВА IV

ДЕТАЛИ ТРУБНЫХ МЕЛЬНИЦ И ОСНОВЫ ИХ РАСЧЕТА

Трубные мельницы — основное технологическое оборудование
цементных заводов. Детали и узлы мельниц при работе подвер-
гаются сильному абразивному воздействию размалываемых ма-
териалов. Поэтому при расчете их на прочность принимаются
значительные запасы прочности.

1.	КОРПУС МЕЛЬНИЦЫ И ЕГО ДНИЩА

Корпус мельницы, сваренный из стальных листов, должен
удовлетворять следующим основным требованиям: отсутствие
овальности в сечениях, прямолинейность продольной центральной
оси, перпендикулярность к продольной оси торцовых поверхно-
стей фланцев, приваренных или прикрепленных к корпусу, проч-
ность всех швов и отсутствие внутренних напряжений в отдель-
ных частях корпуса, появляющихся в результате его сварки
и обработки.

Овальность в сечениях корпуса не обеспечивает необходимой
плотности прилегания футеровочных плит к его внутренней по-
верхности. Непрямолинейность оси, т. е. искривление корпуса,
сопровождается смещением его центра тяжести относительно оси
вращения и, следовательно, возникновением неуравновешенной
центробежной силы при работе мельницы. Самый незначитель-
ный наклон торцовых поверхностей фланцев к оси корпуса вызы-
вает вибрации при вращении мельницы. Остаточные внутренние
напряжения в отдельных частях корпуса являются причиной
появления в нем трещин при эксплуатации мельницы. Большин-
ство из отмеченных дефектов корпуса предупреждается отжигом
его после сварки, присоединения фланцев, вырезки люков и рас-
сверливания отверстий. Для проверки и обработки фланцев кор-
пус устанавливается на токарный станок.

Местами концентрации напряжений являются отверстия для
броневых болтов и люки; это должно учитываться при расчете
корпуса на прочность.
Стальные днища мельницы отливаются вместе с цапфами
и являются деталями, которые в течение всего амортизационного
периода мельницы работают без замены. Но узел крепления
днища с корпусом часто является причиной выхода из строя
мельницы. Происходит это в тех случаях, когда соединение дни-
ща с корпусом произведено неправильно. Это соединение оказы-
вается прочным и устойчивым в работе, если оно сделано при со-
блюдении следующих условий: чисто обработанные поверхности
фланцев разгрузочного и загрузочного концов корпуса параллель-
ны между собой и перпендикулярны его продольной оси; поверх-
ности днищ, примыкающих к корпусу, также чисто обработаны
и покрыты тонким слоем масла; оси отверстий фланцев и днищ
точно совпадают; не меньше 15% болтов чисто обработаны
и точно пригнаны к отверстиям днища и фланца; все болты
изготовлены из стали одной и той же марки; болты затянуты
приблизительно с одинаковой силой; затяжка болтов проверяет-
ся два-три раза в течение первых двух-трех суток после присое-
динения днища к корпусу, при этом производится дополнитель-
ная затяжка некоторых белтов.

Разрыв части болтов, соединяющих днише с корпусом, после
включения мельницы указывает на отступания от перечислен-
ных правил крепления этих частей. Исправление допущенных
ошибок путем замены разрушенных болтов новыми редко привоз
дит к положительным результатам: вместо прежних разрушают-
ся другие болты. Лучше произвести отъем днища от корпуса,
очистку соприкасающихся поверхностей фланца и днища от
грязи и повторное соединение этих деталей между собой с со-
блюдением указанных требований.

2.	ЦАПФОВЫЕ ПОДШИПНИКИ

Диаметр цапф трубных мельниц равен 600—1400 мм. С цап-
фами диаметром 1400 мм запроектированы, например, новые
трубные мельницы 3,2X15 м. Большой диаметр цапф мельниц
выбирается потому, что через их внутренние полости транспор-
тируется материал вместе с газовым потоком.

Из-за большого диаметра цапф шаровые мельницы прихо-
дится устанавливать на громоздких подшипниках скользящего
трения. Низкое удельное давление на вкладыш, ограниченное
пределами 12—16 кг/см?, небольшая окружная скорость цапф,
равная 0,9—1,2 м/сек, создают благоприятные условия для ра-
боты цапфовых подшипников. Однако эти условия значительно
ухудшаются из-за сильного нагревания подшипников транспор-
тируемым через цапфы горячим материалом или движущимся
через 'них пылевоздушным потоком. Условия работы цапфовых
подшипников ухудшаются также при наличии в помещении, где
расположены мельницы, тонкой абразивной пыли, проникающей
во внутренние полости подшипников через зазоры между их со-
члененными деталями.

Для отвода тепла от вкладышей подшипники оборудованы
приспособлением для принудительного охлаждения холодной
проточной водой. Вкладыши цапфовых подшипников мельнип,
работающих на отечественных цементных заводах, заливаются
нпзкооловянистыми баббитами.

Для смазки подшипников современных мельниц устанавли-
ваются принудительно-циркуляционные масляные системы, ко-
торые обслуживают одну, две или три мельницы, в зависимости
ст размеров мельниц. Масляные системы оборудуются маслоот-
стойниками для грубой очистки циркулирующего по системе
масла, фильтрами для тонкой его очистки и центробежными или
шестеренчатыми насосами для нагнетания масла в подшипники,
которое возвращается в отстойники обычно самотеком по обще-
му сборному маслопроводу.

Перезаливка вкладышей цапфового подшипника связана
с расходом 150—300 кг баббита и простоем мельницы от 1 до 3
суток, в зависимости от величины подшипника и организации
ремонтных работ. Чтобы предотвратить перегрев подшипников
и возможное расплавление их баббитовой заливки, принуди-
тельно-циркуляционные масляные системы снабжаются прибо-
рами для контроля непрерывности поступления масла в каждый
из подшипников, температуры поступающего масла и темпера-
туры вкладышей. У мельниц больших размеров показания при-
боров связаны с автоматически действующей световой и звуко-
вой сигнализацией.

При внимательном обслуживании цапфовых подшипников,
т. е. при своевременной замене износившихся уплотнителей новы-
ми, непрерывном поступлении в подшипники чистого масла и не-
прерывном охлаждении их вкладышей проточной водой, они ра-
ботают без перезаливки баббитом 10—15 лет. Перезаливка вкла-
дышей через один-два года, что нередко наблюдается на заводах,
является результатом небрежного обслуживания мельниц.

Из цапфовых подшипников наиболее совершенными по своей
конструкции являются подшипники мельниц УЗТМ. На фиг. 55
приведена схема цапфового подшипника 900X450 мм, на каких
установлена мельница УЗТМ размером 2,2X13 м.

На вогнутое (в виде сферы) основание этого подшипника б
опирается массивный вкладыш 4, нижняя часть которого имеет
форму выпуклой сферы, а верхняя часть имеет баббитовую за-
ливку. Соприкасающиеся сферические поверхности основания
и вкладыша чисто обработаны. Таким образом, подшипник яв-

9

А. И. Боганов
ляется самоустанавливающимся, что исключает возможность
местных перегрузок вкладыша при работе мельницы.

Верхняя часть подшипника — крышка 1, не несущая нагруз-
ки,— изготовлена легкой и жестко соединена с вкладышем под-
шипника при помощи болтов 2. Чтобы вкладыш не мог вывер-
нуться из своего гнезда при возможном сильном трении между
цапфой и баббитовой заливкой из-за недостатка смазки между
ними, он фиксируется относительно основания при помощи штиф-
та 13 цилиндрической формы.

Фиг. 55. Схема цапфового подшипника мельницы 2,2x13 м УЗТМ.

Для предупреждения проникновения пыли во внутреннюю
полость подшипника через зазоры между его боковыми кромка-
ми и цапфой и для предотвращения вытекания через них масла
к торцам подшипника при помощи шпилек прикреплены уплот-
нительные кольца 11. Каждое кольцо состоит из двух половин
и снабжено фетровым уплотнением 10. Выточки в кольцах за-
полняются при вращении цапфы маслом и также играют роль
уплотнений. Масло в подшипник вводится по маслопроводу 9,
заглушенному на конце и снабженному мелкими отверстиями
вдоль нижней стороны. Через эти отверстия масло равномерно
распределяется по вращающейся цапфе. Отработанное масло из
нижней внутренней части подшипника по патрубку 12 и примы-
кающему к нему сборному маслопроводу (на фиг. 55 не показан)
стекает в отстойник циркуляционной масляной системы. В чугун-
ном вкладыше имеется трубчатый змеевик 7, в который через
патрубок 3 вводится охлаждающая вода. По патрубку 8 теплая
вода выходит из змеевика.'

Надежная система охлаждения вкладыша проточной водой,
простой способ ввода воды в подшипник и вывода ее из подшип-
ника при устранении возможности попадания воды в масло,
минимальное количество деталей и их простая форма выгодно

Фиг. 56. Схема вкладыша цапфового подшипника модернизированной
мельницы УЗТМ.

отличают цапфовый подшипник медьницы 2,2X13 м УЗТМ от
подшипников других конструкций.

При модернизации мельниц УЗТМ в конструкцию их цапфо-
вых подшипников внесены изменения, упрощающие отливку и
обработку их вкладышей и частично улучшающие(эксплуатаци-
онные качества подшипников. Вкладыш нового подшипника пре-
дусмотрено отливать из двух частей (см. фиг. 41, а, б) * Верхняя
часть вкладыша, отделенная от нижней, имеет небольшой вес;
это снижает трудоемкость работы при перезаливке вкладыша
баббитом. Змеевик для охлаждающей иоды образуется не путем
заливки в тело, вкладыша изогнутой трубки,.а проточкой в верх?
ней отъемной части вкладыша канавок прямоугольного сечения
(фиг. 56,а). Тонкие стальные пластинки 1, приваренные к боко*
вым стенкам канавок, устраняют возможность проникновения
воды в картер подшипника через зазор между верхней и нижней
соприкасающимися частями вкладыша.

Другую конструкцию имеет также приспособление, препят-
ствующее повороту вкладыша относительно основания. В новом
подшипнике эту роль играют стальные пластины 4- (фиг. 56, б);
установленные с правой и левой стороны подшипника. При пово
роте вкладыша 2 пластина упирается в неподвижное основа-
ние 5, ограничивая дальнейший поворот вкладыша. С вкладышем
упорные пластины соединены при помощи шпилек 3.

Мельница 2,55X13 м оборудована подшипниками
1200X700 мм. По конструкции отдельных частей и способу под-
вода смазки к цапфам эти подшипники значительно хуже
подшипников мельниц УЗТМ. Выемкой, расположенной посре-
дине, вкладыш 6 подшипника (см. фиг. 45, а) разделен на две
части. Масло на цапфу подается по нагнетательному маслопро-
воду центральной смазочной системы, а также при помощи сма-
зочного кольца 7, которое жестко закреплено на цапфе. Скре-
бок 3, подвешенный в верхней части подшипника, снимает слой
масла с наружной поверхности смазочного кольца и направляет
его на рабочую поверхность цапфы. Вместо устройства для ох-
лаждения вкладыша проточной водой в подшипник введен зме-
евик для охлаждения масла в картере.

Разделение вкладыша подшипника на две части ухудшает
условия равномерного распределения масла по его опорной по-
верхности. Наличие смазочного кольца на цапфе усложняет ее
конструкцию и конструкцию подшипника. У многих работающих
мельниц 2,55X13 м подшипники реконструированы: вкладыши
снабжены устройством для охлаждения проточной водой, подача
масла от центральной масляной системы усилена, а с цапф уда-
лены смазочные кольца.

У мельниц 2,2X13 м с периферическим приводным устрой-
ством установка принудительно-циркуляционной масляной си-
стемы для смазки цапфовых подшипников совсем не предусмот-
рена. Подача масла на цапфы из картера подшипника произво-
дится при помощи стальных смазочных колец 9 (см. фиг. 43).
Вкладыши подшипника имеют большую длину, благодаря чему
вкладыш работает с меньшим удельным давлением по сравнению
с вкладышами цапфовых подшипников мельниц других конст-
рукций.

ч Большой запас масла в картере и низкое удельное давление
на вкладыш в сочетании с надежной работой смазочного коль-
ца создают нормальные условия для работы подшипника такой
конструкции. Положительным в конструкции цапфового под-
шипника мельницы 2,2X13 м с периферическим приводным уст-
ройством является также то, что верхняя часть вкладыша из-
готовлена отдельно от его нижней сферической части. Трудоем-
кость работы при заливке вкладыша этой конструкции значи-
тельно снижается вследствие небольшого веса заливаемой части

На большинстве цементных заводов, на которых установле-
ны мельницы 2,2X13 м с периферическим приводным устройст-
вом, цапфовые подшипники с кольцевой смазкой, несмотря на
их удовлетворительную работу, переведены на принудительно-
циркуляционную систему подачи масла. При такой системе уст-
раняются перебои в поступлении масла на цапфы из-за неис-
правности смазочных колец и облегчается обслуживание мель
ниц.

Перегрев цапфовых подшипников — наиболее частая причина
вынужденных остановок мельниц. Подшипники перегреваются
обычно из-за попадания в них пыли через неуплотненные или
плохо уплотненные зазоры между цапфами и кромками торцо-
вых стенок подшипника, а также через неплотно закрытые смот-
ровые люки. Если масло подается к цапфам не по принудитель-
но-циркуляционной системе, подшипники могут перегреваться
также в результате засорения масла в картере механическими
примесями и вследствие несвоевременной замены засоренного
масла. При плохо обработанных сферических поверхностях ос-
нования и вкладыша, а также при наличии пыли между этими
поверхностями подшипник не может самоустанавливаться, если
деформируется корпус мельницы, например прогибается во вре-
мя ее простоя. При этом нарушается равномерность распреде-
ления давления на вкладыши, что сопровождается их перегре-
вом.

Цапфовые подшипники перегреваются иногда и из-за трения,
возникающего между заплечиками цапфы и одного из торцов
вкладыша. Давление заплечика цапфы на торец вкладыша воз-
никает при наклонном положении корпуса мельницы, если ее
подшипники расположены не на одном уровне, или в результате
ошибок при определении .величины удлинения корпуса в резуль-
тате нагревания во время работы. Удлинение корпуса мельницы
значительно и должно учитываться при установке подшипников
на фундаментных плитах. Если, например, температура корпуса
мельницы в нерабочем состоянии равна температуре помещения
в зимнее время = 0°), а при работе мельницы она поднимает-
ся до /2==Ю0°, то в результате нагрева корпус мельницы
2,2X13 м удлинится на

А/=я(/„ —/1)Е 0,000012 - 100 • 14 600^ 18 мм,
где а — коэффициент линейного расширения стали, рав-
ный 0,000012;

L — Длина мельницы между подшипниками в мм.

На величину △ / корпус мельницы должен иметь возмож-
ность сдвигаться в осевом направлении после включения мель-
ницы в работу.

Обычно длина одной цапфы между заплечиками выбирается
равной длине вкладыша подшипника, а вторую цапфу изготов-
ляют на 20—25 мм длиннее вкладыша. При монтаже мельницы
подшипник этой цапфы устанавливается так, что один торец
вкладыша соприкасается с крайним, наружным заплечиком цап-
фы, а между вторым заплечиком цапфы и вторым торцом вкла-
дыша остается зазор 20—25 мм, который уменьшается до мини-
мальной величины в результате удлинения корпуса при работе.

Перегрев цапфового подшипника, по какой бы причине он ни
происходил, связан не только с истиранием баббитовой заливки,
но и с изменением структуры баббита, что ухудшает его анти-
фрикционные свойства.

3.	БРОНЕВЫЕ ПЛИТЫ И МЕЖДУКАМЕРНЫЕ ПЕРЕГОРОДКИ

Корпус мельницы подвергается ударам мелющих тел и ис-
тирается ими, а также размалываемым материалом. Чтобы пре-
дохранить корпус от износа и разрушения, его футеруют сталь-
ными или чугунными плитами. Для этой же цели производится
футеровка днищ мельниц. Периодически футеровочные плиты
заменяют новыми, что вызывает простои мельниц и, следова-
тельно, снижение их коэффициента использования. Отсюда сле-
дует, что футеровочные плиты должны быть прежде всего, изно-
соустойчивыми.

Футеровочные влиты различаются по размеру, материалу, из
которого изготовлены, способу крепления с корпусом мельницы
и форме рабочей поверхности. Толщину футеровочной плиты
принято выбирать в пределах 40—50 мм, а ширину и длину при-
нимать равной соответственно 300—400 и 350—500 мм. При та-
ких размерах и весе 25—60 кг плита свободно проходит через
люки внутрь мельницы. Уменьшение размеров футеровочных
плит связано с возрастанием их числа, увеличением числа отвер-
стий в корпусе для их крепления и, следовательно, снижением
прочности корпуса.

Плиты отливаются из обычной углеродистой или высокомар-
ганцовистой стали; иногда для их отливки применяют чугун.
Наиболее долговечны в работе высокомарганцовистые стальные
плиты. Плиты, отлитые из углеродистой стали, перед установкой
покрываются тонким слоем (2—4 мм) твердого сплава, обычно
сталинита. Усиленные таким образом углеродистые плиты не
менее износоустойчивы, чем плиты, отлитые из высокомарганцо-
вистой стали.

Отливка чугунных плит производится в кокилях с отбелива-
нием; наружной рабочей поверхности на глубину 8—12 мм. Что-
бы уменьшить опасность разрушения чугунных плит ударами,
падающих мелющих тел, их изготовляют несколько меньшими
по сравнению со стальными. Чугунные плиты с отбеленной рабо-
чей поверхностью более износоустойчивы, чем стальные, и, если
отливаются в большом количестве, дешевле их.

По форме рабочей поверхности плиты могут быть плоскими
(фиг. 57, а), выпуклыми (фиг. 57, б), волнистыми (фиг. 57, в),
каблуковыми обыкновенными (фиг. 57, г), Каблуковыми,

Фиг. 57. Схемы броневых плит:

а— плоская; б — выпуклая; в— волнистая; г — каблуковая обыкновенная; д —каблуковая
самосортирующая; е — торцовая; ж—ступенчатая.

сортирующими мелющие тела (фиг. 57, д), и ступенчатыми
(фиг. 57, ж).

От формы рабочей поверхности плиты зависит в некоторой
степени ее износоустойчивость и высота подъема шара. Мелющи-
ми телами и размалываемым материалом наиболее быстро ис-
тираются плиты с плоской и волнистой рабочей поверхностью,
медленнее изнашиваются плиты каблукового типа, так как под
действием ударов мелющих тел их выступающие части получают
упрочнение (холодный наклеп).

В камерах мельниц, футерованных плоскими плитами, мелю-
щие тела при вращении мельницы поднимаются на меньшую
высоту, чем в камерах, футерованных выпуклыми или каблуко-
выми плитами.

По поверхности корпуса мельницы стальные плиты уклады-
ваются правильными рядами с зазором 10—15 мм одна от дру-
гой. Зазор между плитами необходим потому, что при отливке
они получаются неодинаковыми по величине и на место уста-
навливаются без механической обработки. Кроме того, стальные
плиты, плотно уложенные одна к другой, под действием ударов
мелющих тел сильно завальцовывалнсь бы, что затрудняло бы
замену их при износе. С меньшим зазором (5—8 мм) укладыва-
ются чугунные плиты: они более правильны по форме и более
точны по размерам, чем стальные, и не подвержены расплющи-
ванию и развальцовыванию.

Плиты укладываются таким образом, что зазоры между ни-
ми, направленные вдоль корпуса, составляют прямую линию,

Фиг. 58. Схемы укладки броневых плит в мельницы:
а — с зигзагообразными поперечными швами; б — с прямыми поперечными швами.

а зазоры, идущие поперек корпуса и, следовательно, по- напра-
влению его вращения, образуют зигзагообразную линию
(фиг. 58, а). При таком способе расположения плит устраняет-
ся возможность перекатывания размалываемого материала вдоль
поперечно направленных зазоров и истирания им корпуса мель-
ницы. То же самое достигается, когда плитам придается форма,
показанная на левой части фиг. 58, б (конструкция завода «Сиб-
тяжмаш»).

Выпускаются мельницы с футеровочными .плитами, которые
размещены правильными прямыми рядами как вдоль, так и по-
перек мельницы (правая часть фиг. 58, б). Укладка плит таким
способом допустима лишь тогда, когда мельница предназначена
для размола неабразивных материалов, например угля, когда
имеется возможность резко уменьшить зазор между рядами
плит, например, путем обработки их после отливки и при нали-
чии между корпусом и футеровочными плитами прокладки с
периодической заменой ее после износа новой. В других услови-
ях нельзя избежать истирания корпуса мельницы материалом,
перекатывающимся по прямым поперечным междурядным зазо-
рам, особенно в мельницах, размалывающих шлам.

У большинства мельниц каждая из плит соединяется с кор-
нусом при помощи одного или двух болтов. Более редко приме-
няются другие способы крепления плит к корпусу. Прочность
крепления плиты к корпусу — основное требование, предъявляе-
мое к футерованию внутренней поверхности мельницы, так как
отрыв плиты от корпуса вызывает остановку мельницы. Не менее
важным требованием к соединению плиты с корпусом является
плотность. Пропуск пылевидного или полужидкого материала
через отверстия в корпусе, рассверленные для болтов,— одно из
самых распространенных отрицательных явлений в эксплуатации
мельниц, приводящих к загрязнению площадок под мельницами,
что резко ухудшает условия их обслуживания.

Фиг. 59. Схемы крепления броневых плит:

а — у мельниц УЗТМ; б— у мельииц конструкции заводов «Полизиус»
и им. Тельмана (ГДР).

Чтобы добиться прочного крепления плит к корпусу, болты
изготовляют из мягкой стали, правильно нарезают их и при ус-
тановке на место одинаково сильно, но не чрезмерно затягива-
ют. Броневая плита, подтянутая болтом к корпусу, плотно при-
легает к нему и не смещается ни в продольном, ни в поперечном
направлении. Для усиления плотности прилегания плит их вы-
пуклые поверхности, соприкасающиеся с корпусом, обычно снаб-
жаются посадочным выступом, расположенным вдоль продоль-
ных кромок плит (см. фиг. 57).

На фиг. 59 приведены две наиболее распространенные схемы
крепления плит с корпусом мельницы. При креплении плиты
болтом с головкой пирамидальной формы (см. 59, а) головка
входит в углубление плиты такой же формы. Крепление болта
производится гайкой и контргайкой. При завертывании гайки
болт не может повертываться, что способствует прочности его
крепления. Чтобы устранить пропуск материала через зазор
между корпусом и болтом, верхняя кромка отверстия для болта
обрабатывается на конус и болт под шайбой обматывается пень-
ковой набивкой, пропитанной суриком. Пеньковая набивка,
вдавленная шайбой в зазор между болтом и конусной кромкой
отверстия, не пропускает размалываемый материал из мельни-
цы наружу. Такое крепление характеризуется прочностью и
плотностью.

При отливке плит с пирамидальными отверстиями для бол-
тов в углах отверстий часто появляются трещины. Чтобы уст-
ранить это, для модернизированных мельниц плиты отливаются
с отверстиями овальной формы. Такая же форма придается и
головке болта. У мельниц 2,2X13 м с периферическим приводом
плиты крепятся к корпусу болтом с газовой резьбой и одной
гайкой (фиг. 59, б). Зазор между болтом и стенкой корпуса
уплотняется картонной прокладкой, подкладываемой под метал-
лическую шайбу. Аналогично крепятся плиты к корпусу мельницы
2,55X13 м. Головка болта этих мельниц имеет форму усеченного
конуса. Чтобы болт во время завертывания гайки не провора-
чивался в отверстии, он снабжен усиком 1, который входит
в паз 2, имеющийся в плите.

Требования, предъявляемые к креплению боковых плит
к корпусу мельницы, в полной мере относятся и к креплению
торцовых плит к ее днищам. Форма торцовых плит приведена
на фиг. 57, е.

Для упрощения эксплуатации мельницы и повышения ее
коэффициента использования необходимо ее футеровку выпол-
нять наименьшим количеством типоразмеров плит. Большое ко-
личество типоразмеров плит усложняет их отливку, хранение
и учет и создает трудности при замене износившихся плит.
Мельницы отечественного изготовления в этом отношении пре-
восходят мельницы зарубежных заводов.

Междукамерные перегородки и разгрузочные решетки соби-
раются из отдельных элементов, имеющих форму секторов или
сегментов. Препятствуя перемещению мелющих тел вдоль
мельницы, перегородки воспринимают их давление и истирают-
ся ими и размалываемым материалом. Подобно футеровочным
плитам, перегородки отливаются из износоустойчивой стали,
устанавливаются во внутреннюю полость мельницы без обработ-
ки и крепятся к корпусу при помощи болтов.

У большинства работающих и вновь выпускаемых мельниц
перегородки в собранном виде имеют форму дисков с располо-
женными по их поверхности в определенном порядке щелями.
Небольшая часть мельниц оборудована двойными, составлен-
ными из двух параллельно расположенных стенок перегородка-
ми. Двойные перегородки сложны по конструкции, занимают
в мельницах значительное пространство и быстрее, чем простые,
изнашиваются. Поэтому в эксплуатации остается все меньше
двойных перегородок.

Производственной характеристикой перегородки является
ее живое сечение, т. е. отношение суммарной площади всех ее
щелей со стороны входа в них материала ко всей площади пе-
регородки, выраженное в процентах.

Щели в перегородках располагают радиально или по кон-
центрическим окружностям. В практических условиях не отме-
чено влияния порядка расположения щелей перегородок на про-

Фиг. 60. Схема междукамерной перегородки, составленной из сегментов.

изводительность мельниц, но установлено, что с радиально
расположенными щелями перегородки более износоустойчивы,
чем перегородки со щелями, расположенными по концентриче-
ским окружностям.

На фиг. 60 приведена схема одинарной перегородки со щеля-
ми, расположенными по концентрическим окужностям. Пере-
городка составлена из отдельных сегментов. Своими подошвами
сегменты упираются в корпус мельницы и жестко соединяются
с ним болтами. Чтобы облегчить установку наиболее тяжелого,
среднего сегмента он изготовлен из двух частей. Для соедине-
ния частей среднего сегмента, а также для усиления жесткости
всей перегородки на ее центральную часть с обеих сторон на-
ложены плоские, имеющие форму диска стальные накладки.
Накладки стянуты между собой болтами.

Сегменты перегородки велики го размерам и тяжелы, по-
этому замена износившихся сегментов новыми связана с трудо-
емкими ручными работами. Из-за отсутствия центрального от-
верстия в перегородках затруднена аспирация мельницы, так

Фиг. 61. Схема междукамерной перегородки, составленной
из секторов, для мельницы 2,2x13 м УЗТМ.

как движущийся воздух, проходя через щели, должен преодоле-
вать большое сопротивление. Для улучшения аспирации мель-
ниц на большинстве заводов эти перегородки реконструированы
путем вырезки центрального отверстия в накладках и сегментах.

Перегородки, составленные из сегментов, имеют большую
жесткость, прочность крепления с корпусом и устойчивы в рабо-
те. Такими перегородками оборудованы мельницы 2,55X13 м.

Модернизированные мельницы конструкции УЗТМ оборуду-
ются перегородками, составленными из отдельных относительно
легких секторов (фиг. 61). Каждый из секторов опирается своей
подошвой непосредственно на внутреннюю поверхность корпуса
мельницы. Чтобы обеспечить плотность соприкосновения подо-
швы сектора с корпусом, в теле подошвы сделаны выемки.
Каждый сектор соединяется с корпусом двумя болтами. Сво-
бодные концы секторов связываются между собой при помощи
стальных колец, наложенных на концы секторов с обеих сторон
и стянутых болтами. Наличие центрального отверстия в перего-
родке способствует вентиляции мельницы. Ширина перегородки
принята равной ширине установленных в мельницы футеровоч-
ных плит, поэтому при необходимости перегородку можно пере-
мещать вдоль мельницы и менять таким путем длину ее камер.

Мельницы 2,2X13 м конструкции УЗТМ первых выпусков
оборудованы перегородками подобной же конструкции, но со ще-
лями, расположенными не радиально, а по концентрическим
окружностям.

г — мельницы 2,55x13 м.

Обладая меньшей жесткостью по сравнению с перегородка-
ми, составленными из сегментов, секторные перегородки мель-
ниц конструкции УЗТМ, как показывает опыт их эксплуатации,
достаточно прочны и износоустойчивы, легко собираются и ре-
монтируются; облегчена, по сравнению с сегментными перего-
родками, и их отливка.

Междукамерные перегородки действующих мельниц значи-
тельно отличаются одна от другой формой и размерами щелей
(фиг. 62).

Щель междукамерной перегородки должна иметь такую
форму, при которой она в наименьшей степени забивалась бы
кусочками размалываемого материала и остатками мелющих
тел. а проходящий через нее измельченный материал встречал
бы на своем пути минимальное сопротивление.

В процессе работы перегородка истирается и толщина
ее уменьшается, что приводит к расширению щелей и общему
увеличению живого сечения перегородки. При выборе формы
щели это должно учитываться. Из-за отсутствия исследований
взаимосвязи между производительностью мельницы и формой
сечения щелей ее перегородок, а также живым сечением пере-
городок пока не представляется возможным производить выбор
перегородок для мельницы, размалывающей материал опреде-
ленных физических свойств, по величине их живого сечения
и форме сечения щелей.

4.	ПРИВОДНОЙ МЕХАНИЗМ

Большинство мельниц, установленных на цементных заво-
дах, приводится в движение от быстроходных электродвигате-
лей. Число оборотов мельниц составляет 16—24 об/мин., а
электродвигатели работают со средним числом оборотов 750
об/мин. Поэтому общее передаточное число приводных уст-
ройств лежит в пределах от 47 до 30. При таком значительном
по величине передаточном отношении и передаваемой мощ-
ности 400—2000 кет редукторы мельниц имеют большие габа-
ритные размеры и большой вес. При периферическом привод-
ном устройстве передаточное отношение редуктора и, следо-
вательно, его размеры значительно снижаются из-за установки
пары открытых зубчатых колес.

У мощных по производительности мельниц, кроме основно-
го, устанавливается также вспомогательное приводное устрой-
ство, предназначенное для поворота мельницы на небольшой,
но определенный угол, что часто требуется при ее ремонте,
а также при перегрузке мелющими телами. При отсутствии
вспомогательного приводного устройства, вращающего мельни-
цу с очень малой окружной скоростью, поворот мельницы на
небольшой угол с помощью основного электродвигателя был бы
затруднителен и сопровождался бы перегрузкой и перенапряже-
нием деталей всего приводного устройства.

Чтобы снизить чрезмерно большие размеры редукторов
современных тяжелых мельниц с центральным приводным уст-
ройством, их оборудуют тихоходными электродвигателями. Ти-
хоходный приводной электродвигатель предусмотрен, например,
для мельницы 3,2X15 м.

На фиг. 63 приведена кинематическая схема реконструиро-
ванного центрального приводного устройства мельницы 2.55Х
13 м конструкции завода им. Тельмана (ГДР), а в табл. 3 да-
на характеристика его элементов. С подобными кинематически-
ми схемами работают центральные приводные механизмы ша-
ровых мельниц других размеров и других конструкций.
венца на корпусе относительно

Фиг. 63. Кинематическая схема привод-
ного устройства мельницы 2,55x13 м

венца, достаточна для того.

Если мельницы оборудуются периферическим приводным
устройством, то оно устанавливается, как показано на фиг. 42.
Такие мельницы не имеют вспомогательных механизмов для по-
ворота их во время ремонта, невелики по весу и могут без
большой перегрузки основного приводного механизма устанав-
ливаться им в нужное положение.

Зубчатые венцы мельниц с периферическим приводным уст-
ройством отливаются из двух частей и садятся на корпус мель-
ницы так, чтобы расположение
его продольной оси было точ-
но центральным и прочность
крепления с корпусом не на-
рушалась в течение всего сро-
ка эксплуатации мельницы.

Крепление венца с корпу-
сом осуществляется двумя спо-
собами. При первом способе
части разъемного венца уста-
навливаются на боковую по-
верхность днища (см. фиг. 43),
имеющую форму усеченного
конуса с очень небольшой
конусностью. Стягиваясь при
помощи болтов, элементы вен-
ца плотно прижимаются к дни-
щу. Сила трения, возникаю-
щая между соприкасающи-
мися поверхностями днища и

чтобы противодействовать смещению венца относительно дни-
ща, которое вызывается действием окружного усилия. Для на-
дежности крепления эти детали соединены еще при помощи
двух шпонок. Посадка венца на днище и его крепление, произ-
водимые по первому способу, просты для выполнения и не сни-
жают прочность соединения в течение всего периода эксплуата-
ции мельницы. Необходимость отливать сложное по конструк-
ции усиленное наружными ребрами жесткости днище мельницы
несколько снижает отмеченные положительные качества этого
способа соединения венца с днищем.

При втором способе венец крепится не к днищу, а к флан-
цу корпуса (фиг. 64) при помощи ряда болтов, расположенных
равномерно по окружности. У легких малопроизводительных
мельниц, используемых в большинстве случаев для размола
угля, фланец корпуса зажимается между днищем и ободом вен-
ца, как показано на фиг. 64 а; у более мощных мельниц венец
и днище примыкают к фланцу с одной стороны (фиг. 64, б)
Таблица 3

Характеристика элементов приводного устройства мельницы 2,55^13 л

Элементы характеристики

Модуль,1 /	| Число
зацэп- Число	оборо-
ления зубцов	1 ТОВ в
в мм 1 '	(минуту

Основной электродвигатель N—1000 кет

I вал редуктора ..........
Ведущая шестерня I вала...
Ведомая шестерня 11 вллт .......
11 вал редуктора..........
Ведущая шестерня 11 вала..
Ведомая шестерня 111 вала . . ..................
111 вал редуктора и вал мельницы................

Вспомогательный электродвигатель N—10 кет
Ведущая шестерня вала электродвигателя..........
Ведомая шестерня I вала редуктора...............

Ведущая шестерня
1 вал редуктора .
Ведомая шестерня
Ведущая шестерня
II вал редуктора
Ведомая шестерня
III вал редуктора

I вала ргдуктора

11 вала
II вала

111 вала

12

12

24

24

30

207

27

146

9

57

16

87

16

67

750

750

108

108

108

20

20

975

153

153

153

28

28

28

6,7

6,7

5

5

7

7

При мечание. Общее передаточное число редуктора основного привода /=37,5.
Передаточное число редуктора вспомогательного привода/=145. Общее передаточ-
ное число всего приводного механизма при работе вспомогательного электродвигате-
ля <=5400. Число оборотов мельницы при ее вращении вспомогательным электродви-,
гателем п=0,18 об/мин.

п соединяются с ним двумя рядами болтов. Заточки на венце
и фланце, сделанные при обработке этих деталей, способству-
ют центральному расположению венца относительно продоль-
ной оси мельницы и упрощают процесс соединения венца с кор-
пусом.

Венец и днище при таком способе соединения просты по
конструкции и легко отливаются. Однако при эксплуатации
мельницы это крепление не является вполне надежным: затяж-
ка болтов часто ослабевает, поэтому жесткость соединения
нарушается, и в приводном механизме появляются вибрации,
которые вредно отражаются на его работе. Жесткость крепле-
ния венца с днищем сохраняется при условии, если периодиче-
ски производится проверка затяжки болтов.

Вибрации в периферических приводных механизмах возника-
ют и по другим причинам: при эксцентричной посадке ведущей
шестерни на приводной вал и неправильной укладке вала в под-
шипники; при несоответствии расточки вкладышей подшипни-
ков шейкам вала, овальности и конусности шеек; неуравнове-
ценности посаженных на вал муфт и шестерни; при неполной
соосностМ соединяемых валов (приводного и ведущего вала ре-
дуктора) и недостаточно жестком креплении подшипников с фун-
даментными плитами; при неправильной обработке зубцов
сопряженных шестерен и т. п.

5.	ОСНОВЫ РАСЧЕТА ДЕТАЛЕЙ МЕЛЬНИЦ НА ПРОЧНОСТЬ

На прочность рассчитывают корпус мельницы, болты, соеди-
няющие корпус с днищами, цапфы днищ, детали соединения
корпуса с редуктором, если мельница оборудована централь-
ным приводным устройством, детали соединения зубчатого вен-
ца с корпусом, когда мельница приводится в движение от пе-
риферического приводного устройства, и детали приводного
устройства.

Фиг. 64. Схемы посадки зубчатого веица на корпус мельницы:
а — крэпление с днищем корпуса; б— крепление с фланцем корпуса.

Количество мелющих тел, вращающихся вместе с корпусом
мельницы, принимается равным 0,55 Gt (см. стр. 97), а коли-
чество размалываемого материала, загруженного в мельницу,
0,14 Gj (см. стр. 118), где Gi — общий вес мелющих тел, загру-
женных в мельницу.

Внешней нагрузкой, действующей на детали мельницы, яв-
ляется вес ее вращающейся части и центробежная сила враща-
ющихся мелющих тел и размалываемого материала.

Ю

А. И. Боганов
Вес вращающейся части мельницы равен

0=1,140г+02-]-203-]-04-|-064-06 m, /	(54)

где G2 — вес корпуса в т;

G3 — вес каждого из днищ в т;

G4 — вес футеровки и перегородок (междукамерных и разгру-
зочных) в in;

G5 — вес сита, а также муфты и половины приводного вала
при центральном приводном устройстве в т;

Ge< — вес зубчатого венца при периферическом приводном
устройстве в т.

При определении веса загруженных в мельницу мелющих
тел их объемный (насыпной) вес выбирается следующим [1]:

Диаметр стальных шаров в мм 40	50 60	70 80 90 100

Вес 1 м3 мелющих тел в кг 4830 4750 4720 4680 4600 4550 4490

Вес 1 м'3 стального цильпебса равен 4440 кг.

Центробежная сила вращающихся мелющих тел и размалы-
ваемого материала

р "и;2_ 1,14  0,55G1r:2r-n2

ч~ г ~	900rg	’	( '

Подставив значения п и г из уравнений (47) и (51) в урав-
нение (55), получим

P4^0,23Gv	(56)

Центробежная сила Рц направлена вдоль радиуса, прохо-
дящего через центр тяжести вращающейся массы. Угол, состав-
ленный направлением радиуса г с вертикалью, равен 60° (см.
фиг. 38).

Равнодействующая веса вращающейся части мельницы
и центробежной силы (фиг. 65) равна

Q2 G2-|-P24 —2GP4ccs(180D—<р),
или

Q=  G2 + Р2Ч + GP т.	(57)

При вычислении изгибающих моментов, действующих в се-
чениях корпуса, принимается, что нагрузка от его веса и веса
футеровки с перегородками распределена равномерно по его
длине, а нагрузка от мелющих тел — равномерно по длине
камер. Сосредоточенной нагрузкой является вес зубчатого вен-
ца. За сосредоточенную нагрузку следует принимать также вес
каждого из днищ. Точка ее приложения принимается на оси
мельницы на одной трети расстояния от поверхности сопри-
косновения днища с корпусом до точки приложения реакции
опоры.
Основы расчета деталей мельниц на прочность

Если мельница имеет периферическое приводное устройство,
ю при определении реакций опор и изгибающих моментов,
кроме веса вращающейся части мельниц, принимается во вни-
мание действие окружного усилия на зуб венца, которое создает

дополнительные изгибающие моменты в сечениях корпуса
и производит давление на опоры, особенно на близлежащую.

Так как корпус мельницы подвергается одно-
временно изгибу и кручению, на прочность он рас-
считывается по приведенному моменту, который по
теории наибольших касательных напряжений опре-
деляется из уравнения

M„p=Vm2+M2k,	(58)

где М — максимальный изгибающий момент в тм;
Мк— момент кручения в тм.

Момент кручения находится из уравнения

Фиг. 65. Па-
раллелограмм
сил, действу-
ющих на кор-
пус мель-
ницы.

I де N — мощность приводного электродвигателя в
л. с.;

п — число оборотов мельницы в минуту.

Напряжения, испытываемые корпусом от изгиба
и кручения, равны



Ю5Л1пр
0,8 W

кг]см2,

где IV — момент сопротивления сечения корпуса изгибу в см3.

В расчетное уравнение введен коэффициент 0,8 потому, что
сечение корпуса ослаблено отверстиями для броневых болтов
и люковыми отверстиями.

Корпус работает под действием знакопеременной нагрузки,
поэтому допускаемые напряжения в его сечениях выбираются
в зависимости от предела выносливости стали, из которой он
изготовлен. Временное сопротивление стали, применяемой для
изготовления корпусов мельницы, равно %== 3600-:-4600 кг/см2.
Следовательно, предел выносливости этой стали составляет
приблизительно

с_г =0,4зер 0,4(3600^4600)= 14504-1850 кг/см2.

Запас прочности при определении допускаемых напряжений
в сечениях корпуса не следует выбирать меньше 4, потому что:
а) корпус — основная часть мельницы, не подлежащая за-
мене за время всего амортизационного периода ее работы;
б)	по ширине поперечно направленных зазоров между бро-
невыми плитами (даже в тех случаях, когда зазоры зигзаго-
образны) корпус постепенно истирается размалываемым мате-
риалом, и его толщина в этих местах уменьшается;

в)	в углах люков, а также в отверстиях для броневых болтов
возможна концентрация напряжений;

г)	корпус составлен из отдельных звеньев, которые перед
сборкой не подвергаются испытаниям.

При таком запасе прочности допускаемое напряжение в се-
чениях корпуса, если он изготовлен из стали с указанным вре-
менным сопротивлением, не должно превышать

(а]пр=-1450^18— ^36О-?46О кг/сл5.

Болты, соединяющие днища с фланцами корпуса. Наиболее
нагружены болты того днища, к которому присоединен вал
центрального приводного механизма или зубчатый венец, если
мельница приводится в движение от периферического привода.
В обоих случаях болты срезаются и растягиваются. Срез болтов
происходит под действием равнодействующей Pi веса вращаю-
щейся части мельницы и центробежной силы, а также под дей-
ствием окружного усилия Р2, которое передается днищу от при-
водного электродвигателя. Окружное усилие приложено к бол-
там и направлено по касательным к окружности, на которой
расположены центры сечения болтов.

Сила среза Р{ определяется по эпюре перерезывающих
сил, а окружное усилие Р2 по уравнению

n 71620N

Р2=------- кг,

IV

(61)

где N — мощность приводного электродвигателя в л. с;

п — число оборотов мельницы в минуту;

г — радиус окружности, по которой расположены центры
сечений болтов, в см.

Наибольшая общая величина силы, срезающей болты,

Ргр=Р1+Р2 кг.

На срез работают не все болты, а лишь чисто обработанные
для отверстий из-под развертки. Напряжения среза в материа-
ле этих болтов равны

: =	кг/см2,

ср т, п Л2 '

(62)

где т^ — число чисто обработанных болтов;
d — диаметр болта в см.
Допускаемое напряжение среза выбирается равным

Н1ср = (0,2^ 0,3) ст,	(63>

где ат — предел текучести стали, из которой изготовлены болты.

Растяжение болтов вызывается изгибающим моментом, дей-
ствующим в плоскости соединения днища с корпусом, и в ре-
зультате предварительной их затяжки при монтаже мельницы.
При затяжке болты также скручиваются. Растягивающая сила,,
действующая на болт, определяется из уравнения [2]

Qp=T+XP кг,

(64)

где Р — внешняя нагрузка на болт в кг;

Т — усилие затяжки в кг;

к—коэффициент основной нагрузки, отражающий упругие
свойства соединяемых деталей и болта (к-0,2 4-0,3).

Наибольшей внешней нагрузке — растя-
гивающему усилию — болт подвергается то-
тда, когда, вращаясь вместе с днищем, он
проходит через крайнее нижнее положение.
Наибольшая нагрузка, вызываемая изги-
бающим моментом, при этом равна
(фиг. 66)

«а,	(65)

TmDo'

Фиг. 66. Схема рас-
пределения усилий на
соединительные болты
днища

где М — изгибающий
в плоскости

момент, действующий
соединения днища с

корпусом, в кгсм;

D6 — диаметр окружности, по которой расположены болты

в см.

Так как в практических условиях неосуществима равномер-
ная затяжка всех соединительных болтов, в уравнение для
определения внешней нагрузки на болт следует вводить не все
т болтов, а лишь % их.

Усилие затяжки болта составляет

Т=°затр1 кг<

(66>

где Ft — площадь поперечного сечения нарезанной части болта
в см2;

Ззат — напряжение затяжки в кг/см2.

Напряжение затяжки выбирается равным
%ат=(°Л^0,5)ат.

(67>
Исходя из расчетной нагрузки Qp. определяется растягиваю-
щее усилие в нарезанной части от и в стержне Момент, за-
кручивающий болт при затяжке, определяется из уравнения

MK=Tdok,	(68)

где dn—наружный диаметр нарезки болта в см;

к — коэффициент, равный 1,2.

Касательные напряжения находятся соответственно из урав-
нений:

Наибольшие приведенные напряжения в нарезанной части
болта и в его стержне равны

V °1+4<Г. °с. пр=]/	.	(70)

Коэффициент запаса по пределу текучести:

в нарезанной части болта

(71)
°1пр

в гладком стержне

(72)
ае-пр

Обычно «„= 1,Зн-2,5.

Запас по пределу прочности: в нарезанной части болта

(73)
ainp

в гладком стержне

пв=-^.	(74)

° с-пр

При соединении днища с корпусом пв равно 2,5—4 [2].

Так как болты работают под действием переменной нагруз-
ки, то при расчете их на прочность необходимо дополнительно
определить запас прочности по пределу усталости:

1--^)

nfl=----------.	(75)

аа

IP	, ,

где оа=——амплитуда напряжении цикла в кг/см2;

’ат=азат'^аа — среднее напряжение цикла в кг] см2;
3_1W=^-1 — предел выносливости нарезанной части болта;
коэффициент /Сз =3,5-г5 [2].

Запас прочности по переменным напряжениям должен быть
больше 2,5; обычно он равен 2,5—5.

Цапфы мельницы. Цапфы мельницы подвергаются срезу
и изгибу в опорном сечении (см. фиг. 66). Перерезывающая
сила, действующая на цапфу, равна по величине реакции
опоры R, а момент, изгибающий цапфу, М —Rl.

Напряжения от изгиба цапфы определяются по уравнению

где W — момент сопротивления изгибу кольцевого сечения цап-
фы в лг/с.и3; а„ — коэффициент концентрации напряжений вслед-
ствие ступенчатой формы днища.

Отношение диаметра днища к наружному диаметру цапфы d
равно приблизительно 3. При таком соотношении диаметров
днища и цапфы коэффициент концентрации напряжений, в зави-
г

симости от отношения где г — радиус закругления, с которым
осуществлен переход от днища к цапфе, имеет следующие
значения [3]:

Коэффициент концентра-
ции напряжений............ 1,5	2,0 2,25 3,00

— . .	. .	.	..... 0,3 0,2 0,1 0,05

d

Цапфа должна иметь большой запас прочности, равный
5—8, так как при работе она изнашивается. При неудовлетво-
рительном обслуживании цапфовых подшипников цапфы при-
ходится даже протачивать, что снижает их прочность.

Разгрузочный патрубок. Если мельница работает с цент-
ральной разгрузкой размолотого материала и в движение при-
водится от центрального приводного устройства, между ее дни-
щем и приводным валом устанавливается разгрузочный патру-
бок. Разгрузочный патрубок находится под действием изгибаю-
щего и крутящего моментов. К внешним нагрузкам, вызываю-
щим изгиб патрубка, относится вес самого патрубка, вес при-
крепленного к патрубку сита, вес муфты и половина веса при-
водного вала. Расчет патрубка производится по приведенному
моменту с учетом наличия в патрубке разгрузочных отверстий,
ослабляющих его сечение. Болты, при помощи которых патрубок
соединяется с фланцем цапфы и фланцем полумуфты, срезаются
окружным усилием, передаваемым от приводного электродвига-
теля, и силой веса перечисленных деталей.
Муфты. Для соединения центрального приводного вала
с валом редуктора и с разгрузочным днищем (непосредственно
или через разгрузочный патрубок) применяются зубчатые или
шлицевые муфты. Зубчатые муфты стандартизованы и выбира-
ются в зависимости от расчетного крутящего момента Мр , ко-
торый определяется по уравнению [4]

М^к^М,,	(77)

где МК — наибольший передаваемый крутящий момент в кгм;

к, — коэффициент безопасности;

fc2— коэффициент, учитывающий условия работы муфты.

При работе шаровых мельниц коэффициент безопасности
X выбирается равным 1,2, а коэффициент, учитывающий усло-
вия работы муфты, k2 = 1,4.

Шлицевое соединение центрального приводного вала с при-
легающими к нему деталями применяется в трубных мельницах
2,55X13 м. На шлицы действует окружное усилие, определяемое
по уравнению

р_ 2МК
dcp
где Л4К — момент кручения в кгсм;

dep — средний диаметр шлицевой муфты в см.

Шлицы проверяются на смятие, изгиб и срез соответствен-
но по уравнениям [5]:

асм	2Р	<	кг/сж2;	(78)
	(D — d) 1гк		
м	3P(D—d)		(79)
°и 1У	1Ь2гкн		
	Р	[т]ср кг]см2,	(80)
ср	1Ьгкн		

где Dud— наружный и внутренний диаметр шлицевой муфты,
в см;

I — длина шлица в см;

b — ширина шлица у основания в см;

z — число шлицев;

кн — коэффициент, учитывающий неравномерность рас-
пределения нагрузки на шлицы; обычно /си=0,75.
Приводной механизм. Выбор передаточного числа зубчатых
колес редуктора, определение их модуля зацепления, а также
расчет колес и валов на прочность производится по общим пра-
вилам и нормам расчета зубчатых передач, изложенным в руко-
водствах по деталям машин и справочниках. Передаточное чис-
ло между зубчатым венцом и- ведущей шестерней у мельниц
с периферическим приводным устройством выбирается равным
6—7. Расчет болтов, при помощи которых венец соединяется
с одним из днищ корпуса, производится аналогично расчету бол-

тов соединяющих днище с корпусом.

При расчете перифериче-
ского приводного механизма
большое внимание уделяется
расчету вала, имеющего боль-
шие длину и диаметр. Посре-
дине между подшипниками,
расположенными справа и сле-
ва от ведущей шестерни, нахо-
дится опасное сечение вала.
По длине этого участка вал
подвергается изгибу и круче-
нию. Вал изгибается окруж-
ным усилием Р, приложенным
к зубу ведущей шестерни, и
под действием ее веса.

Фиг. 67. Схема расположения ведущей
шестерни мельницы относительно
зубчатого венца.

Расположение и направление
принимается обычно таким, что

вращения ведущей шестерни
окружное усилие направлено

вертикально вверх или с очень малым отклонением от вертикали
(фиг. 67). Поэтому можно допустить, что вес шестерни и окруж-
ное усилие действуют в одной плоскости. Из-за малой длины уча-
стка вала с шестерней, по сравнению со всей его длиной, при
определении реакции опор можно пренебречь наличием осталь-
ных подшипников вала, расположенных ближе к редуктору,
и рассматривать участок вала с шестерней как балку, свободно

опертую на две опоры.

При вращении вал находится под действием изменяющегося
по величине и направлению изгибающего момента и постоянного
по величине и направлению крутящего момента.

Диаметр вала в опасном сечении равен

d=-I f Мпр см,
У 0,1[а]о

(81)

где [oju — допускаемое напряжение на изгиб при симметричной
нагрузке в кг/см2.

При первоначальном ориентировочном расчете приведенный
изгибающий момент, входящий в уравнение (81), определяют по

III теории прочности

мпр=Ум2+м2к.

(82)
Затем производится точная проверка вала на прочность с уче-
том концетрации напряжений в местах расположения шпоночных
лазов; качества предварительной и окончательной обработки ва-
ла (проковки, проточки и шлифовки); наличия добавочных на-
пряжений, которые возникают из-за посадки на вал ведущей
шестерни; влияния на предел выносливости стали, из которой
юн изготовлен, его размеров (масштабный фактор) и т. д. По-
этому приведенный момент при детальной проверке вала на проч-
ность находят из уравнения [5]

(83)

Диаметр вала в ненагруженной части выбирается одинако-
вым по всей длине и равным 80—85% диаметра, найденного рас-
четом для опасного сечения.

Пример расчета. Определим напряжения в частях трубной
мельницы 2,2X13 м с периферическим приводным устройством
(см. фиг. 42). Двойной перегородкой мельница разделена на две
камеры.

Размеры и првизюдственная характеристика мельницы

Длина первой камеры, включая половину ширины пере-
городки, в м ...................................... 6,18

Длина /2 второй камеры, включая половину ширины пере- >
городки, в м....................................... 6,84

Вес G, мелющих тел в первой камере в tn................. 22,5

Вес мелющих тел во второй камере в пг................... 27,0

Толщина стенки корпуса s в мм.......................... 28

Вес корпуса G2 в m...................................   23

Вес G3	загрузочного днища (вместе	с футеровкой) в m .	.	7,5

Bec G3	разгрузочного днища (вместе с футеровкой) в m .	.	7,5

Вес G4	футеровки первой камеры в	m .	  13

Вес G"	футеровки второй камеры в	m ........	14

Вес Gs разгрузочного конуса с ситом в m.................. 1,0

Модуль зубчатого венца m в мм	. . .	.32

Число зубьев венца Zj............................. .	.	144

Число зубьев ведущей шестерни z2 . .	....	. .	20

Вес Gc зубчатого венца в tn . .	13,5

Вес G- ведущей шестерни в tn .	.	1,0

Диаметр болтов d в мм.............................. .	44

Диаметр болтов в нарезанной части в мм (J1=0,9J). . . .	39,6

Диаметр окружности Dg, по которой расположены болты,
в мм..............................................  2480

Число оборотов мелььнцы п в об/мин...................... 20,8

Число оборотов приводного вала пв в об/мин............... 152

Мощность приводного электродвигателя N в л. с............ 700

Число болтов, соединяющих корпус мельницы с каждым
из днищ, шт....................................... .	20
Общий вес вращающейся части мельницы по уравнению (54)
G= 1,14-49,5+234-15+274-1 + 13,5=136 m.

Центробежная сила по уравнению (56)

Рц = 0,23 -49,5-11,4 т.

Равнодействующая вертикально направленной силы би цент-
робежной силы Рц по уравнению (57)

Q=/ 1362+11,42+136-11,4як 141 т.

Угол наклона равнодействующей Q к вертикали (см. фиг. 65)<
находится из соотношения

Q _ Рц .
sin 120° sin 7

0,866-11,4

sin г——::— як 0,07,

1	141

откуда 7 ~ 4°.

Так как мельница получает вращение от зубчатого венца, на
ее корпус во время работы действует также окружное усилие Р"
(на фиг. 67 оно изображено сплошным вектором без штриха; па-
ра сил, отмеченная двойным поперечным штрихом, вызывает кру-
тящий момент). Окружное усилие равно

п 71620-700-2

Р--—---------—як 10 т.

20,8-144-32

и направлено вверх под углом к вертикали. Поскольку угол на-
клона незначителен, принимается, что окружное усилие, действуя
на корпус, направлено вертикально вверх.

На фиг. 68 приведены эпюры распределения сил по длине-
корпуса мельницы, изгибающих моментов и перерезывающих
сил.

Равномерно распределенная нагрузка по длине первой и вто-
рой камеры равна

23+5 , 1,14-22,5+ 13	„ .,	,

<71 = -	 +------—-------^8,41 т м\

4	13,02	6,18	'

23+5 . 1,14-27,0+14	о ,

<7п =- - 4-----------—— як8,71 тм.

13,02	6,84	'

Реакции опор загрузочного и разгрузочного концов мельницьн
D	7,5-14,4+8,41-6,18-10,99+8,71-6,84-4,48+11-0,815— 1,1  

як 62,6 т;

16,17-1 + 11-14,36+8,71-6,84-10,69+8,41-6,18-4,18+7,5-0,73

"р~	15,17

як 69,5 т.
Изгибающий момент в сечении корпуса, отстоящем на рас-
стоянии х от реакции опоры R3,

Мх=62,6х — 7,5 (х — 0,73)—8,41 • 6,18 (х — 4,18) —	(х --

— 7,27)2=65,3х —4,352х2 —1,53 тм.

Сечение корпуса, подверженное действию максимального из-
гибающего момента, расположено от реакции опоры R3 на рас-
стоянии

65,3	„ „

х =——^7,3 м.

8,7

Максимальный изгибающий момент равен

Л1тах = 65,3-7,3 — 4,35-7,32 — 1,53^ 242 тм.

Момент кручения корпуса по уравнению (59)

..	0,7162-700 о.

Мк=—---------^24 тм.

20,8

Приведенный момент по уравнению (58)

Мпр = V 2422 + 242243 тм.

Экваториальный момент сопротивления сечения корпуса

4RH	4-112,8

Напряжение, испытываемое корпусом от изгиба и кручения,
по уравнению (60)

Корпус работает с большим, приблизительно пятикратным
запасом прочности. Из соединительных болтов наиболее нагру-
жены болты днища, несущего зубчатый венец.

Сила, перерезывающая болты (сечение V—V, фиг. 68),

Pi = /?3 Р — бз — Ge=69,5+10 - 7,5 — 13,5=58,5 т.

Окружное усилие венца, приложенное к болтам и срезающее
болты,

п 71620-700 in,n.	шс

Р2=	-	~ 19 500	19,5 т.

20,8-124

Наибольшая величина силы, срезающей болты,
Рср=58,5+19,5=78 т.
Напряжение в болтах от среза их силой Рсрпо уравнению (62)

~ср

4-74 * * * 8°00_ .^. 505 кг/с и2

10-3,14-4,42	'

Болты изготовлены из стали 40, предел прочности которой ра-
вен 5700 кг/см2, а предел текучести ат= 3200 кг)см2. Допускае-
мое напряжение на срез составляет [т] с/,=0,2X3200=640 кг/см2.

Напряжение затяжки болтов по уравнению (67)
азат=0,4-3200—1280 кг/см2.

фиг. 68. Элюры распределения усилий по длине корпуса мельницы (а),
изгибающих моментов (б) и перерезывающих сил (в).

Усилие затяжки по уравнению (66)

~ 1280-3,14-3,962	.гСпп

Т —-----—------—	15 800 кг.

4

Внешняя нагрузка на болт по уравнению (65)

D 4-68-10= 1nnnn

Р =—-------10 000 кг.

3-20-248

Расчетная нагрузка на болт по уравнению (64)
Qp= 15 800+0,2-10000= 17800 кг.
Растягивающее напряжение в нарезанной части болта
о = 4JZ 800_ ~ 1440 кг]см2.
nd2 3,14-3,96*

Растягивающее напряжение в стержне болта
4-17 800 _86() К^СМ2_
с 3,14-4,4*	'

Момент, закручивающий болт, по уравнению (68)

Мк= 15 800-4,4-1,2^83 500 кгсм.

Касательное напряжение в нарезанной части болта по
нению (69)

урав-

_83 500_ _ 67() к^см^
1 0,2-3,963

Касательное напряжение в стержне болта

83 500

0,2-4,43

490 кг/см2.

Наибольшее приведенное напряжение в нарезанной
болта по уравнению (70)

ахпр = V 14402 + 4-6702^ 1960 кг/см2.

Наибольшее приведенное напряжение в стержне болта

of.„p=/8602 +4-4902^ 1300 кг/см2.

Коэффициент запаса по пластическим деформациям в
занной части болта по уравнению (71)

части

наре-

3200	.

nm =------1,63.

m 1960

Коэффициент запаса по пластическим деформациям в стерж-
не болта

3200 п Лс
пт-=----^2,46.

m 1300

Коэффициенты запаса1 по пластическим деформациям нахо-
дятся в допустимых пределах.

Запас по пределу прочности в нарезанной части болта по,
уравнению (73)

п6=-^^2,9.

*	I960

Запас по пределу прочности в стержне болта
5700	. .

пь=-----~4,4.

ь 1300
Коэффициент запаса по пределу прочности несколько выше
р екомендуемого.

Амплитуда напряжения цикла по уравнению (75)

0,2-10000-4	,

с„= —--------- 81 кгсм2.

а 2-3,14-3,962

Среднее напряжение цикла

ат= 1280+81 = 1361 кг/см2.

Предел выносливости нарезанной части болта

а_х=-уу- =475 кг/см2.

Запас прочности по переменным напряжениям

475'1
V

1361 ,
“ 5700

п

а

81

4,45.

Запас прочности по переменным напряжениям находится
в допустимых пределах.

Наружный диаметр цапфы равен 900 мм, внутренний 700 мм,
а ее длина 1200 мм. Переход от днища к цапфе выполнен по дуге
радиуса 50 мм.

Момент, изгибающий цапфу по сечению а—а (см. фиг. 66),
равен

..	69,5-1,2

Л4 =—----— ~41 тм.

2

Коэффициент концентрации напряжений в месте перехода
Г

днища в цапфу при •^’—0,05 равен 3 (см. стр. 151).

Напряжение от изгиба цапфы в сечении а—а

о

и

3-41105-45-4

3,14(454 — 354)

sr.270 кг/см2.

Днище вместе с цапфой отлито из стали Л35. Предел прочно-
сти при растяжении этой стали составляет в среднем 5000 кг! см'1.
Таким образом, работая под действием знакопеременной внеш-
ней нагрузки, цапфа все же обладает большим запасом проч-
ности.

Наибольшее давление, равное 69,5 т, на вкладыш подшипни-
ка оказывает цапфа разгрузочного конца мельницы. Длина вкла-
дыша составляет 750 мм. Удельное давление на вкладыш равно

Р

69,5-1О2

90-75

10 кг/см2.
Длина участка вала, на котором посажена ведущая шестер-
ня, равна 1530 мм; шестерня расположена на этом участке вала
симметрично относительно подшипников. Вал изготовлен из ста-
ли 45. Поковка для вала перед обработкой на станке была под-
вергнута отжигу для снятия внутренних напряжений. Допускае-
мое напряжение от изгиба при симметричной нагрузке для
отожжейной стали 45 равно • приблизительно 800 кг/см2. Вал
изгибается окружным усилием и под действием веса ведущей
шестерни.

Изгибающий момент равен

Л1=(10+ 1) -^—^8,4 тм.

Момент кручения

..	71 620-700 ооплпп	о о

Мк =----------=^330 000 кгсм-^3,3 тм.

к 152

Приведенный момент по уравнению (82)

Л4„р=/8,4а+3,32^9 тм.

Диаметр вала в месте посадки на него ведущей шестерни по
уравнению (81)

У работающих мельниц размером 2,2X13 м с периферическим
приводным устройством диаметр вала равен 235 мм. Расчетное
значение диаметра вала получилось меньшим потому, что не бы-
ли учтены концентрации напряжений, ослабляющие вал, и другие
причины. Расчет вала необходимо уточнить, определяя приведён-
ный момент по уравнению (83).

ЛИТЕРАТУРА

1.	И. О. Стернин, Помол и помольные агрегаты в цементной промыш-
ленности, изд. 2-е, Союзцемент, 1936.

2.	Справочник машиностроителя, т. 4, Машгиз, 1956.

3.	Справочник машиностроителя, т. 3, Машгиз, 1956.

4.	Е. А. Иванов, Муфты приводов, Машгнз. 1954.

5.	В. С. Поляков, В. И. Кудрявцев и др., Детали машин. Машгиз,
1954.
СРЕДНЕХОДОВЫЕ, ВИБРАЦИОННЫЕ И ДРУГИЕ
МЕЛЬНИЦЫ

Кроме шаровых тихоходных мельниц, для размалывания
сырьевых смесей и подготовки угля к сжиганию применяются ша-
ровые среднеходовые, валковые средиеходовые, аэробильные

и другие мельницы.

В последние годы в промышленности строительных материа-
лов значительно расширилась область применения вибрационных

мельниц. Обладающие низ-
кой производительностью и
предназначенные в основ-
ном для тонкого измельче-
ния материалов, вибрацион-
ные мельницы имеют не-
большие габаритные разме-
ры и малый вес и исполь-
зуются главным образом
при производстве местных
вяжущих материалов и для
домола материалов, напри-
мер цемента, с целью повы-
шения их качества.

Для тонкого измельче-
ния материалов сконструи-
рованы вибромельницы с
частотой колебаний 1500—
3000 кол/миц. и амплитудой
2—5 мм. Мельницы этого

Фиг. 69. Схема центробежной мельницы.

типа выпускаются с объемом их внутренней полости от 10 до
3000 дм3. Мелющими телами здесь служат мелкие шары. В этих
мельницах материал может размалываться на куски размером

в поперечнике до I мк.	i

Для тонкого размола материалов предназначены также цент-j
робежные мельницы. В центробежных мельницах, работающих'

11 А. И. Боганов
по замкнутому циклу и при разрежении внутренней полости, нет
мелющих тел.

Основной частью центробежной мельницы является ее быстро
вращающаяся чаша 4 (фиг. 69), расположенная вертикально или
горизонтально. Материал поступает в чашу по течке 1. Центро-
бежной силой материал прижимается к внутренней стенке чаши
1и по ней поднимается вверх к нижней части проходного сепара-
тора 2. Частично материал разрушается при ударе о стенку ча-
ши, когда поступает в нее, но главным образом вследствие трения
одних частиц о другие во время подъема их по стенке чаши. Так

Фиг. 70. Схема гравитационной мельницы.

как верхняя кромка чаши снабжена внутренним выступом 3, при
вращении чаши на ее внутренней поверхности образуется и оста-
ется неподвижным слой материала, который предохраняет чашу
от износа.

В СССР создано несколько конструкций центробежных мель-
ниц. Центробежная мельница конструкции Останковича разма-
лывает в час 50—100 кг породы средней твердости при остатке
на сите № 0075 до 1 % и при крупности поступающего материала
в поперечнике до 35 мм. Мельница работает при 1450—
2440 об/мин. Мощность ее приводного электродвигателя состав-
ляет 20 кет. В центробежной мельнице Гипроцемента-Гипро-
ниислюда в час размалывается 4—5 т цемента при крупности
поступающего клинкера в поперечнике до 5 лои и при остатке по-
лученного продукта до 6% на сите № 0085 [1].

Во многих отраслях промышленности зарубежных стран, в том
числе в цементной промышленности США и Австралии [2], для
размола материалов применяются гравитационные мельницы
Хфйг. 70). Гравитационная мельница работает, как обычная ша-
ровая, но способ действия мельницы основан на использовании
силы тяжести не мелющих тел, а кусков размалываемого мате-
риала. От обычной шаровой она отличается тем, что при малой
длине ее корпус очень велик по диаметру — достигает 9 м.

Мельница работает по замкнутому циклу без подсушивания
или с одновременным подсушиванием размалываемого материа-
ла горячими газами. Готовая тонкая фракция продукта осаж-
дается из движущегося воздушного или газового потока, который
вытягивается из мельницы вентилятором и попадает в сепаратор
и циклонный пылеуловитель (на фиг. 70 не показаны). Крупка
возвращается обратно в мельницу через загрузочную течку.

К внутренней боковой стенке корпуса мельницы приварены
лопасти 1, расположенные равномерно по окружности и направ-
ленные по радиусам к центру сечения корпуса. Лопасти способ-
ствуют подъему размалываемых кусков на наибольшую высоту.
Куски материала разрушаются главным образом в результате
ударов друг о друга.

Чтобы увеличить число соударений между кусками и повы-
сить производительность мельницы, к внутренним поверхностям
ее торцовых стенок приварены стальные плиты-отражатели 2. Се-
чение плит-отражателей имеет зубчатую форму. Часть кусков ма-
териала при падении ударяется о плиты-отражатели и частично
разрушается; другие куски в результате удара о плиты изменяют
свое вертикально направленное движение на движение наклонно
к горизонту и на горизонтальное, что увеличивает число столкно-
вений кусков. Частично размалываемый материал в мельнице
разрушается также в результате его трения о стенки корпуса
мельницы и одних кусков о другие при подъеме.

Условием производительной работы мельницы является опре-
деленное соотношение между относительно крупными кусками
и мелочью, содержащимися в поступающей в мельницу смеси.
При отсутствии в материале известной доли крупных кусков, ко-
торые при падении обладают значительной живой силой и интен-
сивно разрушают другие встречающиеся на их пути куски, про-
изводительность мельницы снижается.

Необходимый по крупности кусков состав размалываемого
материала достигается его грохочением перед поступлением
в питатель. Если в составе материала нет достаточного количе-
ства крупных кусков, в мельницу вводят мелющие тела в коли-
честве 1 —10% веса материала, находящегося в мельнице. Чем
меньше в материале крупных кусков, тем выше процент вводи-
мых в нее мелющих тел.

Мельница работает без мелющих тел или с очень незначи-
тельным их количеством, и ее футеровка изнашивается очень
медленно. От обычной шаровой мельницы она отличается также
малым удельным расходом электроэнергии (до 40%J.
При сухом помоле мельница размалывает материал с влажно'
стью до 3—4,5%, а при одновременной его подсушке горячими
газами с влажностью до 12%.

Гравитационные мельницы могут использоваться для размола
известняка на заводах, работающих по сухому способу произ-
водства цемента.

В промышленности находят применение также струйные или
пневматические мельницы. Размалываемый материал в мельни-
цах этого типа взвешен в воздушном потоке и движется вместе
с ним с большой скоростью, которая создается в результате раз-
режения или давления во внутренней полости размольной уста-
новки. Частицы материала разрушаются от ударов о стенки
мельницы и о специальные препятствия, установленные на пути
их движения, а также от истирания одних частиц о другие и о
стенки установки.

Мельницы всех рассмотренных типов, кроме шаровых, имеют
ограниченное применение из-за небольшой производительности,
сложной конструкции и возможности размола лишь определен-
ных материалов.

ЛИТЕРАТУРА

1.	М. Я- Сапожников, С. Г. Силенок и др., Механическое оборудо-
вание для производства строительных материалов, Госстройиздат, 1958.

2.	В. И. Акунов, Современные вибрационные измельчители, Промстрой-
издат, 1957.
ВСПОМОГАТЕЛЬНЫЕ УСТРОЙСТВА
ДРОБИЛЬНО-РАЗМОЛЬНЫХ УСТАНОВОК

К вспомогательным устройствам дробильно-размольных уста-
новок относятся грохоты, гидроциклоны, центриклоны, воздушные
сепараторы и сушильные барабаны.

I.	ГРОХОТЫ

Грохочение, т. е. просеивание кусковых и зернистых материа-
лов через сита для разделения на фракции по крупности зерен,
может быть самостоятельным процессом, в результате которого
получается готовый продукт, например гравий, или вспомогатель-
ной операцией, предназначенной для ускорения какого-либо ос-
новного процесса. Так, производительность дробилок всех типов
значительно повышается, если материал перед поступлением
в дробилки подвергается грохочению для отделения от него
мелочи; резко увеличивается и производительность трубных
мельниц, когда путем предварительного грохочения материала
от него отделяют крупные куски.

Машины для грохочения материалов — грохоты — представ-
ляют собой горизонтально или наклонно расположенные рамы с
ситами, совершающими вращательное или колебательное движе-
ние.

Различают два вида сит: листовые решета, изготовляемые из
металлических листов путем пробивки в них в шахматном поряд-
ке отверстий круглой, квадратной и прямоугольной формы, и пле-
теные проволочные сита с квадратными отверстиями.

Сита характеризуются живым сечением, т. е. отноше-
нием площади отверстий, расположенных на сите, ко всей пло-
щади сита. Проволочные сита обладают большим живым сече-
нием по сравнению с решетами, поэтому они наиболее применимы
при грохочении материалов. Недостатком проволочных сит
является их быстрый износ: проволока при движении материала
по рабочей, неровной поверхности сита истирается и разрыва-
ется. Применение для сит проволоки, изготовленной из легиро-
ванной износоустойчивой стали,— основное средство продления
срока службы проволочных сит.

Сита изготовляются в соответствии с ГОСТ 3584—53, согласно
которому номер сита соответствует размеру стороны квадратного
отверстия в миллиметрах. Например, у сита №2,8 размер ячейки
в свету равен 2,8 лип, а у сита № 0085, которое находит широкое
применение в цементной промышленности в качестве контроль-
ного, он равен 0,085 мм (первый ноль после знака № в обозначе-
нии сита означает число целых миллиметров).

Сита в грохоте располагаются последовательно или парал-
лельно. При первом способе расположения сит — грохочение от
мелкого к крупному — весь материал, подлежащий грохочению,
поступает вначале на сито с мелкими отверстиями, тонкое и не-
прочное. Поэтому грохоты с последовательно установленными
ситами, простые по конструкции, неустойчивы в работе, особенно
при грохочении абразивных материалов. При втором способе
расположения сит — грохочение от крупного к мелкому — конст-
рукция грохота несколько усложняется, но межремонтный срок
его работы повышается, так как материал вначале поступает на
верхнее, прочное сито с крупными отверстиями. Грохоты с парал-
лельно расположенными ситами имеют большую производитель-
ность при малых габаритных размерах.

Если в грохоте установлено п сит, то после грохочения мате-
риала получается п+1 фракций.

Для характеристики частиц материала при грохочении приме-
няются следующие условные обозначения и термины: частицы
материала, прошедшие через отверстия выбранного сита, обозна-
чают знаком меньше (О и называют частицами нижнего
класса; крупные частицы, не прошедшие через эти отверстия,
обозначают знаком больше (>) и называют частицами
верхнего класса.

Работа грохота характеризуется его коэффициентом полез-
ного действия, который равен

где Ai — количество продукта, прошедшего через сито грохота;

А — количество частиц нижнего класса, содержащихся
в исходном материале (определяется лабораторным си-
товым анализом).

Эффективность работы грохота обусловливается его конструк-
цией, формой частиц материала, их влажностью в момент посту-
пления на грохот, толщиной слоя материала на сите, равномер-
ностью поступления и другими данными. Например, частицы
круглой формы легче, чем продолговатые, проходят через ячейки
сита. Проходимость частиц через сито снижается также с повы-
шением их влажности и при чрезмерном возрастании толщины
слоя и т. д.

Грохоты разделяются: по расположению сит — на горизон-
тальные и наклонные; по числу сит — с одним, двумя и тремя си-
тами; по форме сит — на плоские и барабанные; по характеру
движения — на вращающиеся, качающиеся и вибрационные; по
отношению к месту установки — на стационарные и передвижные.

Фиг. 71. Схема наклонного вибрационного грохота:
а—общий вид; б — эксцентриковый вал.

В промышленности наиболее распространены плоские вибра-
ционные грохоты с наклонно и горизонтально расположенными
подвижными рамами, получающими колебательные движения от
эксцентриков или специальных вибраторов. Этот вид грохотов
применяется и на цементных заводах для разделения на фракции
шлама, клинкера и известняка.

На фиг. 71 приведена схема наклонного эксцентрикового виб-
рационного грохота. Основной частью грохота является эксцент-
риковый вал 8 с посаженными на него двумя парами подшипни-
ков. Подшипники 7, расположенные на эксцентричной части вала,
предназначены для подвески к ним рамы 2 с ситами, а подшип-
ники 4 служат опорой для вала. Эти подшипники устанавливают-
ся на неподвижной раме 3 и жестко крепятся к ней. Цилиндриче-
ские пружины 1 поддерживают подвижную раму в установленном
наклонном положении и предупреждают возможность ее опроки-
дывания.

При вращении эксцентрикового вала каждая точка рамы
с ситами совершает круговое движение с радиусом, равным ве-
личине эксцентрицитета е. Так как эксцентрицитет вала выби-
рается небольшим (3—6 мм), а число оборотов вала велико
(800—1300 об/мин.), движение рамы приобретает характер виб-
раций, при которых материал на ситах рамы, встряхиваясь и пе-
ремещаясь к разгрузочному концу, просеивается через них.

Радиально направленная центробежная сила подвешенной
рамы, возникающая из-за эксцентричности вала, уравновеши-
вается центробежной силой контргрузов 5, прочно прикреплен-
ных к ободьям маховиков 6. Маховики жестко посажены на вал
и вращаются вместе с ним. Неуравновешенная центробежная
сила подвешенной рамы вызывала бы вибрации в опорных под-
шипниках и приводила бы к преждевременному выходу их из
строя. Вес контргрузов определяется из уравнения

б, п G о	j-<	е

— о/е = — «/г, или	,

g g	г

где Gx —вес качающейся рамы вместе с материалом в кг;

е —- эксцентрицитет вала в м;

G — вес контргруза в кг;

г — расстояние центра тяжести контргрузов до оси вра-
щения в м;

ю-—угловая скорость вращения эксцентрикового вала.

При значительном числе оборотов вала материал при встря-
хивании может высоко подбрасываться и отделяться от сита, что
приведет к снижению производительности грохота. Производи-
тельность грохота снизится также, если число оборотов вала
меньше нормального, из-за недостаточного встряхивания и мед-
ленного продвижения материала к разгрузочному концу грохота.
Пределы, в которых находится наивыгоднейшее число оборотов
эксцентрикового вала грохота, вычисляют по уравнению, предло-
женному Л. Б. Левенсоном [1],

401 Л-cosa <^п	об/мин.,	(84)

у е	вCOS а

где а — угол наклона подвижной рамы к горизонту;

е — эксцентрицитет вала в м.

Более точно числа оборотов вала грохота определяются на ос-
нове практических данных с учетом свойств материала, который
подвергается грохочению.

Производительность наклонных эксцентриковых грохотов при
сухом грохочении материалов [2] приближенно равна

Q = 0,00029 |/ ~с (55+а) (60+b) F м*1час,	(85)

где с — размер стороны квадратного отверстия сита в мм;

а — содержание зерен нижнего класса в просеиваемом мате-
риале в %;
Ъ — содержание зерен нижнего класса, размер которых мень-
ше половины размера отверстия сита, в %;

F — площадь сита в л2.

При мокром грохочении производительность грохота повы-
шается примерно в 1,5 раза.

2.	ГИДРОЦИКЛОНЫ И ЦЕНТРИКЛОНЫ

Гидроциклоны и центриклоны применяются для выделения
крупных недомолотых частиц из шлама при мокром размоле
сырья.

По конструкции и принципу действия гидроциклон подобен
обыкновенному циклону, применяемому для улавливания пыли

Фиг. 72. Схемы гидроциклона (а) и центриклона (б).

из воздушного или газового потока. Гидроциклон состоит из ко-
нусообразного корпуса 1 (фиг. 72,а), цилиндрической внутрен-
ней трубы 2 и двух патрубков — загрузочного 3 и разгрузоч-
ного 4.

Шлам в гидроциклон нагнетается насосом по тангенциально
расположенному питательному патрубку 3. Центробежной силой,
возникающей в результате вращения шламового потока вокруг
внутренней трубы, недостаточно размолотые частицы известняка
и глины отбрасываются к внутренним стенкам корпуса и, потеряв
скорость, сползают по ним вниз. Отсюда грубые частицы вместе
с небольшим количеством шлама удаляются через нижнее узкое
отверстие корпуса наружу. Тонко размолотая часть шлама уда-
ляется наружу через внутреннюю трубу и разгрузочный патру-
бок 4. Окружная скорость шлама в гидроциклонах составляет
3—6 м)сек.
Из-за большой вязкости шлам трудно разделяется на фрак-
ции. Чтобы повысить эффективность его разделения на фракции,
во внутреннюю часть гидроциклона встраивают вертикальный
вал 8 (фиг. 72, б) с жестко закрепленными на нем лопастями 6.
Гидроциклон такой конструкции называется центриклоном.
Ввод шлама в центриклон по тангенциальному направленик>
играет лишь вспомогательную роль в создании центробежной
силы, а главную роль играют вращающиеся лопатки. В резуль-
тате вращения лопаток окружная скорость шлама в центриклоне
достигает 25—30 м/сек. Тонкая фракция шлама из центриклона,
так же как из гидроциклона, удаляется через центральную трубу
(пустотелая часть вала) с отверстиями в ней и разгрузочный
патрубок 5, а грубая — через нижнее отверстие конической части
корпуса. Тангенциально расположенный патрубок 7 служит для
ввода шлама в центриклон.

Из-за больших скоростей, с которыми шлам омывает корпус
центриклона, корпус быстро изнашивается, особенно его нижняя,
узкая часть.

Гидроциклоны и центриклоны характеризуются диаметром
цилиндрической части корпуса и производительностью. Диаметр
гидроциклонов равен 100—600 мм, а производительность
10—300 м?/час.

На отечественных цементных заводах гидроциклоны имеют
ограниченное применение. Более широко их используют в горно-
обогатительной промышленности. Футерованные плитами из мар-
ганцовистого или отбеленного чугуна гидроциклоны работают от
нескольких месяцев до года без замены новыми [3]. При этом ус-
тановлено, что для разделения на фракции рудного шлама наи-
более рационально применять обыкновенные конусные гидроцик-
лоны. При испытаниях гидроциклонов более сложных конструк-
ций, в том числе и турбоциклонов — так называются центрикло-
ны,-— не подтвердились предполагаемые более высокие, по срав-
нению с обыкновенными гидроциклонами, показатели их работы.

3.	ВОЗДУШНЫЕ СЕПАРАТОРЫ

Воздушные сепараторы являются принадлежностью размоль-
ных установок, работающих по замкнутому циклу, и служат, как
уже отмечалось, для разделения предварительно размолотого
материала на отдельные фракции по крупности зерен.

Воздушная сепарация материала осуществляется двумя спо-
собами: при первом способе через сепаратор проходит пылевоз-
душный поток, из которого осаждаются лишь крупные частицы
материала (крупка), а мелкие выносятся из него воздушным
потоком и улавливаются дополнительными устройствами. При
втором способе в сепаратор подается только материал, который
подхватывается потоком воздуха, циркулирующим внутри сепа-
ратора. Из сепаратора по различным патрубкам выходит круп-
ная и мелкая фракция.

Для сепарации материала по первому способу применяются
простые по устройству проходные сепараторы, а для ра-
боты по второму способу используются более сложные по конст-
рукции центробежные сепараторы с замкнутым потоком
воздуха.

Фиг. 73. Схема проходного воздушного сепаратора.

Проходные сепараторы находят применение при размоле угля
и, как правило, работают под разрежением. Основой проходного
сепаратора (фиг.73) являются конусы 1 и 2, вставленные один
в другой. В наружный конус большего диаметра снизу введен
воздухопровод 3, по которому в сепаратор засасывается воздуш-
ный поток из мельницы вместе со взвешенными в нем частицами
материала. Труба 6, помещенная в верхней части внутреннего
конуса, предназначена для выхода из сепаратора воздушного по-
тока вместе с содержащимися в нем тонкими частицами материа-
ла, а крупка, которая задерживается в сепараторе, по наружной
трубе 4 направляется обратно в мельницу для повторного раз-
мола.

Осаждение крупки в сепараторе происходит при движении
воздушного потока через щели 8 от удара ее о лопатки 7 и потери
вследствие этого скорости движения; частично крупка выпадает
из потока еще в начале его поступления в сепаратор при ударе
о распределительный конус 5 и наружные стенки внутреннего
конуса. Поворачивая лопатки и изменяя скорость и направление
движения воздушного потока через щели, можно повышать или
снижать количество и тонкость выпадающих из него частиц мате-
риала. Поворот лопаток осуществляется вращением вправо или
влево регулирующей шайбы 9, к которой шарнирно присоедине-
ны концы рычагов 10. С другими концами этих рычагов жестко
связаны оси лопаток.

Конструктивной характеристикой проходного сепаратора
являются наибольший диаметр и высота его наружного конуса,
а производственной — объем пылевоздушного потока, пропускае-
мый сепаратором в единицу времени. На отечественных цемент-
ных заводах используются в основном проходные сепараторы
диаметром 2200 мм. В проходных сепараторах нет движущихся
частей, что создает благоприятные условия для их эксплуатации.
Сепараторы этого вида долговечны в работе и просты в обслу-
живании.

Более сложны по конструкции и в эксплуатации центробеж-
ные сепараторы с замкнутым потоком воздуха. На фиг. 74 при-
ведена схема центробежного сепаратора конструкции завода
«Полизиус» (ГДР), используемого на отечественных цементных
заводах при размоле клинкера. Сепаратор состоит из внешнего
кожуха 7, вставленного в него меньшего по диаметру внутреннего
кожуха 6, вертикального вала 5, горизонтально расположенной
тарелки для поступающего материала 2, верхнего и нижнего вен-
тилятора 8 и 1, тарелки 3 с контрлопастями 4. Верхний и нижний
вентилятор, а также обе тарелки жестко связаны с вертикальным
валом и вращаются вместе с ним. Остальные детали сепаратора
неподвижны.

Вертикальный вал сепаратора помещен в стальной стакан
12, переходящий вверху в опорную плиту 9. Стакан и плита уси-
лены радиально направленными ребрами жесткости 10. Плита
стакана жестко соединена со стальной конструкцией, собранной
из швеллеров. Вал сепаратора вращается в роликовых подшип-
никах. Для восприятия вертикального давления вала в верхней
части стакана установлен упорный шариковый подшипник. Что-
бы устранить возможность попадания пыли в стакан, он закрыт
сверху и снизу крышками. В зазоры между неподвижными
крышками и вращающимся валом помещены уплотнители.

Плоская нижняя тарелка для материала имеет четыре прили-
ва, расположенные под углом 90° один относительно другого. Че-
рез эти приливы пропущены болты, которые соединяют нижнюю
тарелку с верхней. Верхняя тарелка, в свою очередь, жестко свя-
зана с цилиндрической обоймой 13, к которой жестко прикреп-
лен верхний вентилятор.

Наружный и внутренний кожух внизу имеет конусную форму.
В конусной части внутреннего кожуха собирается при работе
сепаратора крупная фракция материала и через патрубок 15
Удаляется из сепаратора. Мелкая фракция материала собира-
ется у нижней конусной части наружного кожуха.

За исключением стакана, тарелок, вала и его подшипников,
все части сепаратора изготовлены из стального листа толщиной
3—5 мм. Внутренние поверхности наружного и внутреннего ко-
жуха футерованы стальным листом толщиной 3—5 мм. Цилинд-
рическая и коническая части внутреннего кожуха связаны между
собой вертикально расположенными стальными пластинами 14,
которые образуют решетку с постоянным живым сечением.

К верхней тарелке (фиг. 75) прикреплены двенадцать контр-
лопастей /, расположенных по окружности на одинаковом рас-
стоянии одна от другой. Лопасти наклонены к горизонту под уг-
лом 35°. Чтобы этот угол не изменялся, лопасти связаны со свои-
ми основаниями при помощи стяжек 2. К тарелке каждая ло-
пасть крепится при помощи двух болтов. Через люки квадратной
формы, вырезанные один против другого в наружном и внутрен-
нем кожухах сепаратора, часть контрлопастей верхней тарелки
можно удалять или вновь устанавливать.

В верхней крышке сепаратора (см. фиг. 74) имеются два от-
верстия, в которые вставлены питательные течки (не показаны).
Материал по питательным течкам подается в кольцевое прост-
ранство между стаканом 12 и неподвижным конусом 11, подве-
шенным к крышке сепаратора. При своем падении материал
попадает на вращающуюся тарелку 2 и центробежной силой
сбрасывается с нее во внутренний кожух. Рассеянный таким
путем во внутреннем кожухе материал подхватывается воздуш-
ным потоком, движущимся снизу вверх.

Воздушный поток создается работой двух вентиляторов и
движется снизу вверх. Крупные частицы материала под дейст-
вием силы тяжести падают вниз и по конической поверхности
внутреннего кожуха сползают в патрубок 15, по которому они
снова направляются в мельницу. Мелкие частицы материала
поднимаются воздушным потоком вверх, засасываются верхним
вентилятором и отбрасываются к стенам наружного кожуха. При
ударе о стенки кожуха эти частицы теряют скорость, сползают
вниз и поступают в патрубок мелкой фракции. Движущийся по
кольцевому пространству вниз воздушный поток проходит далее
через щели решетки 14 и, поступая во внутреннюю полость внут-
реннего кожуха, вновь засасывается нижним вентилятором.

Для подъема мелких частиц материала не требуется большой
скорости восходящего воздушного потока. Исходя из этого, сле-
довало бы снижать до минимума скорость вращения вертикаль-
еого вала сепаратора. Но с понижением числа оборотов вала
уменьшается центробежная сила, которая сбрасывает материал
с тарелки, ухудшаются условия для его рассеивания и, следова-
тельно, для выделения из потока крупных частиц материала.
Чтобы достигнуть производительной работы сепаратора, его вер-
тикальному валу сообщается такое число оборотов, которое не-
обходимо для нормальной работы нижней тарелки, а для устра-
нения выноса сильным воздушным потоком крупных частиц ма-
териала из внутреннего кожуха устанавливаются контрлопасти.

Фиг. 75. Схема верхней тарелки с контрлопастями.

Вращаясь вместе с валом, конррлопасти создают нисходящий
воздушный поток, тем более сильный, чем большее число лопа-
стей прикреплено к верхней тарелке. Изменяя число контрлопа-
стей, удается при постоянном числе оборотов вала регулировать,
если в этом будет необходимость, степень тонкости мелкой фрак-
ции, а также сохранять ее постоянной, когда изменяется грану-
лометрический состав материала, поступающего в сепаратор.

В настоящее время разработан проект центробежного сепа-
ратора диаметром 5 м. Такими сепараторами предусматривает-
ся оборудовать трубные мельницы 3,2X15 м при переводе их на
работу по замкнутому способу. Сепаратор состоит из тех же
основных частей, что и описанный выше сепаратор мельницы
2,4X10,6 м; однако в его конструкции имеются и некоторые осо-
бенности.

Перегородка между верхней и нижней частями внутреннего
кожуха — жалюзи — составлена из вертикально установленных
стальных пластин, угол наклона которых к касательной окруж-
ности может изменяться при помощи тяг 1 (фиг. 76) и штурва-
ла 2. В конструкцию включена также дополнительная часть —
горизонтально расположенная диафрагмовая заслонка 3, состав-
ляющие которой — восемнадцать плоских шиберов — при помо-
щи тяг 4 могут перемещаться в радиальном направлении, увели-

Фиг. 76. Схема центробежного воздушного сепаратора конструкции
НИИЦЕММАШ.
чивая или уменьшая площадь щели для прохода восходящего
потока воздуха в верхний вентилятор. Эти два устройства — жа-
люзи и заслонка — расширяют возможные пределы регулирова-
ния скорости воздушного потока и, следовательно, степени тон-
кости готового продукта, выходящего из сепаратора.

Тарелка для поступающего в сепаратор материала подня-
та вверх к вентилятору. Достигнутое таким путем укорочение
вертикального вала усиливает жесткость вращающейся части
сепаратора. Вертикальный вал приводится в движение от элек-
тродвигателя, установленного на крышке сепаратора, через ре-
дуктор. В крышке имеются два отверстия, к которым примыкают

Фиг. 77. Схема вертикального вала сепаратора:
а — верхняя часть; б — нижняя часть-

питательные течки, и два люка, необходимые для осмотра внут-
ренней полости сепаратора и для его ремонта (загрузочные от-
верстия и люки на фиг. 76 не показаны).

Рабочие поверхности конусов футерованы (внутреннего — по
всей длине и внешнего — по длине верхней части) стальными
броневыми плитами для предохранения кожухов от истирания
перемещающимся материалом. Для этой же цели вертикальная
поверхность тарелки покрыта слоем резины.

Сепаратор работает при 192 об/мин.; его расчетная произво-
дительность равна 40 т!час при остатке цемента на сите № 0085,
равном 7—8%; вес сепаратора 23 т; мощность его приводного
электродвигателя 75 кет.

При конструировании сепаратора достаточное внимание уде-
лено защите подшипников вертикального вала от пыли. Радц-

Л. И. Боганов
ально направленные усилия, возникающие при вращении подве-
шенных к валу частей, воспринимаются роликовыми подшипни-
ками 2 и 4 (фиг. 77), а для восприятия осевого усилия служит
шарикоподшипник 3. Лабиринтовые уплотнения 1 устраняют воз-
можность проникновения пыли в подшипники. Радиальный под-
шипник нижней части вала защищен от пыли, кроме того, фетро-
вым уплотнением 5.

В другой конструкции сепаратора также диаметром 5 м от-
сутствует нижний вентилятор и вместо радиально направленных
наклонных пластин, установленных на диске над тарелкой, соз-
дающих противоток восходящему воздушному потоку, под верх-
ним вентилятором помещена турбинка, вращающаяся вместе
с вертикальным валом. Расчетная производительность сепарато-
ра составляет 40 т/час при остатке цемента на сите № 0060 не
более 15%; вес его равен 30 т.

При работе центробежного сепаратора любой конструкции
нарушается балансировка его вращающейся части — ротора, что
происходит вследствие неравномерного износа деталей, состав-
ляющих ротор (лопаток вентиляторов и наклонно расположен-
ных противоточных пластин или лопаток турбинки). Для повы-
шения срока работы сепаратора части изготовляются из износо-
устойчивых материалов или перед установкой на место наплав-
ляются твердыми сплавами.

При работе сепараторов большая часть их деталей подверже-
на значительным напряжениям и деформациям. Диски вентиля-
торов, например, разрываются центробежной силой, возникаю-
щей при вращении как самих дисков, так и прикрепленных к ним
лопаток; вертикальный вал скручивается из-за сопротивления
воздушного потока вращению насаженных на вал крыльчаток
вентиляторов; крестообразно расположенные на крышке внеш-
него кожуха швеллерные балки, к которым подвешен сепаратор,
изгибаются под действием его веса; тяги, на которых внутрен-
ний кожух подвешен к внешнему кожуху, растягиваются весом
внутреннего кожуха; болты, скрепляющие разбрасывающую
тарелку с чугунным фланцем, и болты, при помощи которых этот
фланец крепится к обойме верхнего вентилятора, срезаются ок-
ружным усилием, действующим по окружности расположения
болтов; на опорный шарикоподшипник производит своим весом
давление ротор; роликовые упорные подшипники находятся под
действием центробежной силы ротора.

4.	СУШИЛЬНЫЕ БАРАБАНЫ

ч

При размоле влажных материалов трубные мельницы «запа-
риваются», щели их междукамерных и разгрузочных решеток
Таблица 4

Влажность материалов после
подсушки [4]

Влажность

Наименование материала

в

/о

Известняк, глина, мер-
гели ..................

Природные гидравличе-
ские добавки ....

Гранулированный шлак
Уголь тощий .....

Уголь газовый ....

0,2—1,0

0,8—1,2

0,8—1,2
4—5
6-8

замазываются; при этом резко снижается производительность
мельниц и возрастает удельный расход электроэнергии. Предва-
рительное подсушивание материала устраняет эти отрицатель-
ные явления в работе мельниц.

Кроме угля, на цементных заводах сушке подвергаются гра-
нулированные шлаки доменных печей и другие добавки к клин-
керу, а также известняк, глина и мергели, если завод работает
по сухому способу производства цемента. Материалы подсуши-
вают до влажности, указанной в табл. 4.

Материалы не пересуши-
ваются из-за стремления сни-
зить расход топлива на их
сушку и уменьшить пылеобра-
зование в процессе сушки и
при транспортировании. Уголь,
кроме того, пересушивать
опасно: он может воспламе-
ниться в сушильной установке.

В качестве сушильных уста-
новок в цементной промышлен-
ности применяются главным
образом сушильные барабаны,
обладающие простой конструк-
цией, надежные и безопасные
в работе, простые и дешевые
в эксплуатации. Невысокий тепловой коэффициент полезного
действия сушильных барабанов несколько снижает их досто-
инства.

На фиг. 78 приведена схема установки прямоточного сушиль-
ного барабана, предназначенного для подсушки угля. Барабан,
изготовленный из стальных листов толщиной 10—14 мм, опирает-
ся бандажами 1 на две пары опорных роликов и устанавливается
с небольшим наклоном к горизонту. Через зубчатый венец 2 и ре-
дуктор барабан медленно вращается от приводного электродви-
гателя.

Загрузочный конец барабана введен в топочную камеру. По
течке 11 в барабан непрерывно поступает уголь, подлежащий
подсушиванию. Противоположный конец барабана охватывает
металлическая разгрузочная камера 5, к нижней конусной части
которой примыкает два патрубка 4 для подсушенного угля.
По разгрузочным патрубкам уголь стекает в винтовые транс-
портеры 3. Верхняя часть разгрузочной камеры через патру-
бок 6 сообщается с циклоном 7.

Материал поступает в барабан непрерывно и при вращении
барабана постепенно перемещается к разгрузочному концу. Го-
12*
Фиг. 78, Схема установки сушильного барабана.
рячие газы, образующиеся в топке и движущиеся в одном на-
правлении с материалом, испаряют большую часть влаги, содер-
жащейся в материале. Достигнув конца барабана, сухой
материал выпадает наружу и попадает в разгрузочные патрубки,
а затем на один из работающих транспортеров; охлажденные
же газы поступают в циклон для очистки от пыли, которую они
захватывают при движении через барабан.

Сушильный барабан работает под разрежением, которое соз-
дается вентилятором 8. Очищенные от пыли дымовые газы вы-
брасываются в атмосферу по трубе 9. Труба 10 с вставленным
в нее предохранительным клапаном предназначена для выброса
газов при возможном воспламенении (взрыве) угольной пыли
в сушильной установке и устранения ее разрушения.

Подача угля в расходный бункер производится при помощи
грейферного крана, а из бункера в питательную течку уголь пе-
ремещается ленточным транспортером 13. По течке 14 уголь
подается в топку барабана. Труба 12 служит для выпуска в ат-
мосферу дымовых газов, еще недостаточно горячих, чтобы под-
сушивать материал, когда барабан пускается в работу. После
разогрева топки и барабана в работу включается отсасывающий
вентилятор (дымосос), а шибер трубы 12 перекрывается — на-
чинается движение горячих топочных газов через барабан.

На заводах используются как п р я м о т о ч н ы е, так и про-
тивоточные сушильные барабаны. В первых го-
рячие газы и подсушиваемый материал движутся в одном на-
правлении, а во вторых — навстречу один другому. Выбор
прямоточного или противоточного способа сушки зависит от фи-
зических свойств материала и его гранулометрического состава,
которые изменяются в большей или меньшей степени в процессе
сушки.

Пластичные материалы целесообразнее сушить в прямоточ-
ных барабанах: в загрузочной части таких барабанов влага ин-
тенсивно отбирается от материала, крупные куски распадаются
на более мелкие, возрастает поверхность соприкосновения между
газами и материалом,— материал легче перемещается. В прямо-
точных сушильных барабанах целесообразно производить и под-
сушивание угля, так как здесь горячие сушильные газы, посту-
пающие из топки, встречаются с вновь загружаемыми в барабан
порциями влажного угля, что устраняет опасность его воспла-
менения.

При противоточном способе сушки материала сушильными
газами уносится меньше пыли. Образуясь главным образом
у разгрузочного конца барабана, пыль проносится газовым по-
током через всю длину барабана и частично оседает в барабане
при соприкосновении с влажным материалом. Отсюда следует,
что сушку мелкокусковых невоспламеняющихся материалов, на-
пример гранулированного шлака, выгоднее производить в про-
тивоточных барабанах.

Для интенсификации теплообмена между материалом и газа-
ми в барабаны встраиваются специальные внутренние устрой-
ства. По конструкции внутренних устройств сушильные бара-
баны разделяются на лопастные, ячейковые и комби-
нированные. Чаще барабан оборудуется одним одинаковым
по всей его длине внутренним устройством, и реже двумя-тремя
устройствами разных конструкций.

Фиг. 79. Схема внутренних устройств сушильных барабанов.

Барабаны с лопастным внутренним устройством, т. е. с при-
варенными к внутренней стенке корытообразными или плоскими
лопастями (фиг. 79, а), наиболее просты по конструкции и наи-
более распространены. При вращении барабана лопасти захва-
тывают подсушиваемый материал и приподнимают его на опре-
деленную высоту. Падая с лопастей, материал рассеивается по
всей площади сечения барабана, отчего возрастает поверхность
соприкосновения материала с горячими газами.

Разбрасывание подсушиваемого материала лопастями спо-
собствует, однако, выносу мелких частиц из барабана наружу.
Кроме того, падая со значительной высоты, куски материала
частично разбиваются, что еще больше повышает вынос мелочи
из барабана. Вследствие ударов кусков о стенки барабана уско-
ряется износ стенок.

У ячейковых барабанов (фиг. 79, б), у которых при помощи
продольно направленных перегородок внутренняя полость раз-
делена на отдельные ячейки, возможная степень заполнения ма-
териалом значительно выше, по сравнению с лопастным бараба-
ном. Из-за равномерного распределения материала по ячейкам
здесь велика и поверхность соприкосновения материала с горя-
чими газами. Куски материала в ячейковых барабанах разру-
шаются очень мало, поэтому невелик и вынос пыли из таких
барабанов.
Несмотря на перечисленные достоинства, ячейковые бараба-
ны ограничены в применении: их перегородки быстро истира-
ются, что снижает коэффициент использования установки; из-за
небольшой площади сечения отдельных ячеек в барабанах этого
типа можно сушить лишь мелкокусковые материалы; в них нель-
зя сушить пластичные и очень влажные материалы. На цемент-
ных заводах ячейковые барабаны применяют для сушки извест-
няка, если он свободен от вязких примесей, и гранулированного
шлака.

Во внутренней полости барабана для усиления теплообмена
между газовым потоком и подсушиваемым материалом иногда
навешивают цепи. Усиливая интенсивность теплообмена, цепи
вместе с тем измельчают проходящий через них материал, спо-
собствуя этим пылеобразованию во внутренней полости бара-
бана и выносу пыли газовым потоком.

5.	ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ СУШИЛЬНОГО БАРАБАНА

Основным показателем работы сушильного барабана являет-
ся удельное паронапряжение его внутреннего объема, т. е. коли-
чество влаги, удаляемой из материала в час, отнесенное к 1 м3
объема барабана.

Удельное паронапряжение, определяющее произ-
водительность сушильной установки, зависит от внутреннего
устройства барабана, физических свойств и гранулометрическо-
го состава подсушиваемого материала, степени заполнения ба-
рабана материалом, угла наклона и числа оборотов барабана,
а также от скорости движения газов.

Способность материала отдавать влагу горячим газам — спо-
собность к сушке — у разных материалов различна. Из материа-
лов, подсушиваемых на цементных заводах, наиболее легко от-
дает влагу гранулированный шлак. Допускаемый перепад между
начальной и конечной температурами у них наибольший. Труд-
нее всего сушатся трепелы.

Дробление материала перед поступлением в барабан резко
повышает удельное паронапряжение барабана, но оно не долж-
но превышать допустимого для каждого материала. Например,
при слишком мелком дроблении рыхлого трепела увеличивается
вынос его наружу отходящими газами, что приводит к перегруз-
ке пылеуловительных устройств. Известняк и каменный уголь с
их плотной кристаллической структурой и значительным удель-
ным весом можно дробить на куски размером в поперечнике
15—25 мм, не опасаясь возрастания пылеобразования.
Удельное паронапряжение барабана повышается с повыше-
нием скорости движения газового потока. При большой скорости
газов влага отбирается у материала интенсивнее, но одновре-
менно повышается температура отходящих из барабана газов и
увеличивается вынос пыли.

Большое влияние на изменение удельного паронапряжения
оказывает степень заполнения внутренней поло-
сти барабана подсушиваемым материалом. С увеличением
степени заполнения барабана растет и его удельное паронапря-
жение. Степень заполнения барабана материалом колеблется
в пределах 0,05—0,20. Самая высокая степень заполнения дости-
гается в барабанах ячейкового типа.

С увеличением угла наклона барабана и числа его оборотов
повышается и скорость перемещения материала вдоль барабана.
При этом возрастает интенсивность сушки материала, растет
удельное паронапряжение и производительность барабана. Од-
нако чрезмерное увеличение угла наклона барабана и числа его
оборотов сокращает время пребывания материала в барабане,
поэтому он выходит из барабана недостаточно подсушенным, с
излишним содержанием влаги.

Сушильные барабаны, применяемые на отечественных це-
ментных заводах, устанавливаются с наклоном 2—4° и делают
3—5 об/мин. Длина барабанов равна 15—25 м. Их удельное па-
ронапряжение при сушке угля составляет 35—45 кг/час, а при
сушке шлака 40—50 кг/час.

Часть тепла, получаемого в топке барабана, теряется из-за
химической и механической неполноты сгорания топлива и теп-
лоизлучения в окружающую среду, уходит с отходящими газами
и с подсушенным материалом. Тепловой коэффициент полезного
действия сушильных барабанов не превышает 50—70%, а тем-
пература газов, выходящих из барабанов, колеблется В преде-
лах 100—150°.

На работу сушильного барабана значительное влияние ока-
зывают его вспомогательные устройства, особенно уплотнения
его холодного и горячего концов. При неправильно установлен-
ных и неисправных уплотнениях в барабан засасывается наруж-
ный воздух. Из-за этого объем горячих газов увеличивается,
а температура их понижается, что приводит к снижению удель-
ного паронапряжения барабана и перегрузке его тягодутьевых
устройств.

Отдельные части и узлы сушильных барабанов (бандажи,
опорные и упорные ролики, уплотнительные приспособления и
приводной механизм) по своей конструкции подобны таким же
узлам и деталям вращающихся печей, поэтому они здесь
не описываются.

6.	СУШИЛКИ ВИХРЕВОГО ТИПА

В ГДР и других зарубежных странах для сушки мелкозерни-
стых невоспламеняющихся материалов применяются сушилки
вихревого типа. В цементной промышленности они используют-
ся для сушки гранулированного шлака. Сушилки этого типа
обладают более высоким, приблизительно в 2—3 раза, парона-
пряжением по сравнению с сушильными барабанами.

На фиг. 80 приведена схема сушилки вихревого типа для
сушки гранулированного шлака производительностью 20—
25 т/час при начальной влажности шлака 25% и конечной 1%.
Корпус сушилки, изготовленный из стальных листов, неподви-
жен и с торцов закрыт плоскими вертикально расположенными
крышками. Верхняя половина сечения корпуса имеет форму
полукруга, а нижняя — расширяющейся вверх трапеции. Внут-
ренняя поверхность корпуса футерована огнеупорным кирпичом.
К торцовым крышкам корпуса присоединены патрубки, установ-
ленные под углом 45° к вертикали. По патрубку 2 большого
диаметра во внутреннюю полость корпуса поступает горячий
воздух с температурой около 1000°, а по патрубку 4 меньшего
диаметра воздух, охладившись приблизительно до 150°, выходит
из внутренней полости сушилки и поступает в пылеулавливаю-
щее устройство.

В нижней части внутренней полости корпуса имеется два
параллельно расположенных горизонтальных вала 5. При помо-
щи приводного механизма валы вращаются навстречу один дру-
гому, причем с одинаковой скоростью, равной 250—300 об/мин.
На валы жестко посажены перемешивающие лопасти, образую-
щие винт с очень малым шагом.

Материал, подлежащий сушке, подается во внутреннюю по-
лость сушилки через два последовательно расположенных над
корпусом клапанных затвора 1 и удаляется после подсушки
также через два клапанных затвора 3, установленных под кор-
пусом.

Вращающимися лопатками материал подбрасывается вверх,
распыляется и подсушивается движущимся горячим потоком
воздуха. Одновременно материал постепенно перемещается
к разгрузочной части сушилки как лопатками, так и движущим-
ся воздушным потоком. Из-за больших скоростей, с которыми
движутся горячий воздух и частицы материала, и большой по-
верхности соприкосновения материала с воздухом теплообмен
между материалом и горячим воздухом происходит очень ин-
тенсивно.

Работа вихревых сушилок сопровождается большим выносом
из них мелких частиц подсушиваемого материала, что вызывает
необходимость оборудовать сушилки надежно действующими
пылеулавливающими приспособлениями. Большим недостатком
сушилок является также перегрев валов и лопаток и быстрый
износ их из-за истирания материалом. Чтобы охлаждать валы
и частично лопатки, предусматривается непрерывный пропуск
через валы проточной воды, что усложняет установку. Для по-
вышения износоустойчивости лопаток их изготовляют из жаро-
стойких сталей.

Небольшие габаритные размеры и высокая производитель-
ность являются достоинствами вихревых сушилок. На отечест-
венных цементных заводах вихревые сушилки применяются пока
лишь в качестве опытных установок для сушки гранулирован-
ного шлака.

ЛИТЕРАТУРА

1.	Л. Б. Ле вен сон, Г. И. Прейгерзон, Дробление и грохочение
полезных ископаемых, Гостоптехиздат, 1940.

2.	Оборудование для производства строительных материалов. Справочник
под ред. В. А. Баумана, Машгиз, 1959.

3.	А. И. Поваров, Л. Е. Иванова, Сравнение гидроцнклонов раз-
личных конструкций, «Обогащение руд» № 5, 1958.

4.	А. И. Боганов, Механическое оборудование цементных заводов,
изд. 2-е, Промстройиздат, 1955.
ГЛАВА Vil

ГЛИНОБОЛТУШКИ ДЛЯ ОТМУЧИВАНИЯ глины

Болтушки играют основную роль при приготовлении глиня-
ного шлама. При помощи болтушек глина, пропущенная предва-
рительно через валковые дробилки, отмучивается в воде и рав-
номерно перемешивается с ней. При помощи их отмучивается
также мел в тех случаях, когда он, а не известняк является ос-
новным компонентом сырьевой смеси. Глина подается в болтуш-
ки с естественной влажностью до 20% в виде кусков размером

в поперечнике до 150 мм. Влажность шлама, полученного в бол-
тушках, составляет 40—60%.

На фиг. 81 приведена схема расположения болтушек на со-
временном цементном заводе с привыкающими к ним вспомога-
тельными устройствами. Рабочие вращающиеся части болтушек
помещаются в бетонных бассейнах семигранной формы. Глина
подается в бассейны ленточными или пластинчатыми питателя-
ми 4, а вода поступает по патрубкам, присоединенным к водо-
проводной сети завода. В одной из стенок бассейна, образующей
с соседней стенкой прямой угол, имеется выпускное отверстие
для готового шлама. По наклонно расположенным каналам 1
и 2 шлам из болтушек стекает в сборный приямок 3. Отсюда при
помощи центробежных насосов 5 шлам подается в вертикальные
бассейны непосредственно или через сырьевой цех завода.

На легком стальном мосту 6, опирающемся на стенки бассей-
на, смонтирован приводной механизм болтушки. Мост необ-
ходим также для обслуживания болтушки.

Разгрузочное отверстие болтушки оборудовано стальным ли-
стовым ситом, которое вставляется в направляющие 2 (фиг. 82).
Сито задерживает еще не распущенные в воде куски глины. Что-

Фиг. 82. Схема разгрузочной части глиноболтушки.

бы предохранить сито от разрушения движущимися кусками
глины, перед ним установлена неподвижная решетка 3. Решетка
собрана из стальных вертикально расположенных колосников
круглого сечения. В направляющие / разгрузочного отверстия
введен порог, собранный из расположенных один над другим
деревянных брусьев. Повышая или понижая уровень порога,
уменьшают или увеличивают высоту разгрузочного отверстия
болтушки.

В бассейне имеется центрально расположенная бетонная
колонна (фиг. 83), являющаяся опорой для вращающейся части
болтушки. В колонне забетонирован и при помощи фундамент-
ных болтов прочно связан с ней чугунный стакан 3, в который
вставлена стальная ось 4. Ось неподвижна в стакане: она соеди-
нена с ним при помощи установочного болта (не показан). На
верхний конец оси свободно посажена большая коническая шес-
терня. Нижней частью своей ступицы шестерня опирается на под-
пятник 8, расположенный на торце стакана. Чтобы ступица
шестерни при работе не. изнашивалась и не повреждалась,
Фиг. 83. Схема глиноболтушки диаметром 8 м.

ОС91
б нее вставлена стальная гильза 6, а в зазор между гильзой и
осью помещена сменная втулка 5 из антифрикционного чугуна.

При помощи промежуточных швеллеров 2 к шестерне при-
креплена несущая рама У, а к ее концам справа и слева от ко-
лонны подвешены бороны 12. В отверстия, рассверленные в бо-
ронах, вставлены стальные зубья 13. Большая коническая ше-
стерня получает вращение от приводного вала И через ведущую
шестерню 10. Вместе с большой шестерней вращается несущая
рама и бороны. Зубья борон и сами бороны разбивают куски гли-
ны. Куски глины разрушаются также от трения о дно бассейна
и о бороны болтушки.

Зубчатый венец большой конической шестерни сделан отъем-
ным от ее ступицы и крепится к ней при помощи болтов. Выбор
шестерни такой конструкции снижает расходы на ремонт бол-
тушки, так как при износе зубьев и замене небольшой по весу
периферической части шестерни ее тяжелая ступица остается
на месте.

Подпятник болтушки состоит из трех колец: неразъемного
верхнего, изготовленного из стали и жестко связанного с гиль-
зой шестерни, неразъемного нижнего, также стального, прикреп-
ленного к неподвижному стакану, и свободного бронзового, со-
ставленного из двух частей и зажатого между стальными коль-
цами. Лабиринт, образованный чугунным кольцом 9, которое
прикреплено к стакану болтами, и подвешенным к большой ко-
нической шестерне стальным кольцом 7, устраняет возможность
загрязнения подпятника шламом и пылью.

Чтобы бетонное днище бассейна болтушки не изнашивалось,
оно футеровано чугунными плитами.

Сваренной из толстых стальных полос бороне болтушки при-
дана форма равносторонней трапеции, обращенной своим узким
основанием к колонне. Борона обладает большой жесткостью,
так как сечению каждой ее составляющей придана двутавровая
форма. Вставленные в отверстия бороны зубья закрепля-
ются в своих гнездах при помощи пальцев 1 (фиг. 84). Шплинты 2,
введенные в отверстия пальцев, предохраняют их от выпадения
из гнезд. Чтобы изношенные снизу зубья можно было опускать
и увеличивать таким путем срок их работы, в каждом зубе рас-
сверливается не одно, а три отверстия на равном расстоянии
от конца.

Болтушка характеризуется поперечником своего бассейна,
выраженным в метрах, числом оборотов рамы с боронами и воз-
можной производительностью. Бороны вращаются с небольшим
числом оборотов (7—12 об/мин.). С увеличением числа оборотов
и окружной скорости бороны возрастает центробежная сила,
отбрасывающая борону к стенкам бассейна, увеличивается на-
грузка на цепь и ось и непропорционально производительности
повышается расход электроэнергии приводным устройством бол-
тушки.

Производительность болтушки зависит от ее размеров, физи-
ческих свойств глины и равномерности подачи глины и воды
в бассейн болтушки. Производительность повышается, и удель-

Фнг. 84. Схема крепления зуба (а) и бороны (б) глиноболтушки
диаметром 8 м.

ный расход электроэнергии снижается, если в бассейн болтушки
подается не холодная, а горячая вода. Эффективность этого ме-
роприятия особенно значительна зимой, когда часть глины
поступает в болтушки в замороженном виде.

Поперечник бассейна болтушки, представленной на фиг. 83,
равен 8 м. В эксплуатации находятся более производительные*
болтушки с поперечником бассейна 12 м. По своей конструкций1
эти мощные болтушки подобны болтушкам с поперечником 8jkJ

Отличительной особенностью болтушек устаревших конструк^
Таблица 5

Характеристика глиноболтушек

Элементы характеристики	Значение элементов при размере попереч- ника бассейна в тп		
	7	8	12 '
Емкость бассейна в м3	....	...	—	75	200 '
Число оборотов несущей рамы в об/мин. 	 			10,5	11	6,85
Мощность приводного электродвигателя в кат		33	35	80
Производительность на глнне с естественной влажностью до 20% в т/час .	.			10	16	32
Вес бороны с зубьямн в кг 		1100	1750	3710

ций, имеющих еще широкое распространение, является жест-
кая подвеска несущей рамы с боронами к вертикальной оси,
которая здесь по своему назначению служит валом.

В табл. 5 приведена характеристика глиноболтушек, наибо-
лее распространенных на отечественных цементных заводах.

При работе болтушки мощность ее приводного электродви-
гателя расходуется на преодоление сопротивления шлама дви-
жущимся боронам и на преодоление трения гильзы ведомой
шестерни о вертикальную ось, дисков подпятника один о другой
и шеек валов приводного устройства о вкладыши подшипников.
Расход мощности на преодоление трения составляет приблизи-
тельно 15—20% от всей мощности, потребляемой глиноболтуш-
кой. Остальная часть мощности приводного электродвигателя
расходуется на полезную работу: разрушение кусков глины и
перемешивание ее частиц с водой.

Сопротивление среды (жидкости или газа) движущемуся
в ней телу равно [1]

Р = с—Fr»2,	(86)

g

где -у —удельный вес среды (жидкости или газа);

g — ускорение силы тяжести;

F — площадь проекции тела на плоскость, перпендикуляр-
ную направлению движения тела;

v—скорость движения тела;

с — коэффициент, зависящий от формы движущегося тела,
его положения относительно траектории движения и
относительно других тел, помещенных в среду и нахо-
дящихся в покое или движении, и от других причин.
Сопротивление шлама движению бороны и ее зубьям целесо-
образнее вычислять в зависимости от мощности приводного
электродвигателя болтушки, а мощность двигателя для нее вы-
бирать на основе практических данных.

13 д. и Боганов
Так как мощность для вращения борон болтушки изменяется
в зависимости от величины кусков глины, поступающей в бол-
тушку, температуры подаваемой в ее бассейн воды, степени за-
полнения бассейна водой и от других причин, мощность уста-
навдиваемого к болтушке электродвигателя должна на 20 —
30% превышать потребляемую болтушкой мощность при нор-
мальной работе.

К основным усилиям, действующим на детали болтушки, от-
носятся: а) центробежная сила, приложенная к боронам и от-
брасывающая их к стенкам бассейна; б) сопротивление шлама,
направленное противоположно направлению движения борон;

Фиг. 85. Схема приложения усилий, действующих на детали глиноболтушки

в) окружное усилие, приложенное к зубу ведущей и ведомой
шестерен, и г) вес вращающейся части болтушки, производящей
давление на подпятник и через него на бетон центральной ко-
лонны бассейна.

Центробежная сила бороны направлена горизонтально
(фиг. 85) и равна

(87)
g «о

где G —вес бороны вместе с зубьями в кг;

V — скорость вращения центра тяжести бороны в м/сек;

— радиус вращения точки бороны, совпадающей с ее цент-
ром тяжести, в лк

По закону Архимеда борона, помещенная в шлам, теряет
в своем весе столько, сколько весит вытесненный ею шлам.
Несмотря на это, при определении центробежной силы в урав-
нение (87) следует вводить полный вес бороны, потому что бол-
тушка часто работает лишь при частичном наполнении шламом.
Цепи 1 растягиваются составляющей центробежной силы Pi
Pi = -^-,
cos а

где а — угол между горизонталью и направлением цепей 1.

Под действием этой же силы работают соединительные де-
тали, связывающие цепи 1 с бороной и несущей рамой.

Периферическая часть бороны приподнимается второй состав-
ляющей центробежной силы Рг, снижая натяжение комплекта

наружных подвесных цепей 2. Из-за
на внутренние подвесные цепи 3,
что должно учитываться при рас-
чете подвесных цепей на прочность.

Так как зубья распределены рав-
номерно по длине боковых сторон
бороны, их вес при определении
координат центра тяжести бороны
нужно включать в вес ее боковых
сторон. При ориентировочных под-
счетах можно принять, что по вер-
тикали центр Тяжести бороны
с зубьями расположен в плоскости,
совпадающей с нижней горизонталь-

этого возрастает нагрузка

о . ..

О

Фиг. 86. Схема для опреде-
ления сопротивления, дей-
ствующего на зуб боргны
глиноболтущки.

ной стороной ее корпуса.

Если сила Р является равнодействующей сопротивления
шлама движению бороны, то справедливо следующее равенство
моментов сил (фиг. 86).

Рх0= \dPx.

Отсюда

Хо='*	 •

0 р

Знаменатель дроби правой части уравнения (88)

(88)

Р =

c~hdxu2 х2;

8

числитель

f xdP -

ш2Х2.
После интегрирования и подстановки пределов числитель
и знаменатель уравнения (88) принимают соответственно вид:
г4 — г4	г3 — г3’

т , О '2	' 1	Y ,	2 '2 — Г1

с —	; с — h or--------.

g	4	g	3

Подставив в уравнение (88) полученные значения для числи-
теля и знаменателя дроби, имеем:
4	4

„ . Г2~Г'
0	4 Г3 - г3

'2	'1

Если к несущей раме болтушки подвешено две бороны
и мощность приводного электродвигателя болтушки выражена
в кет, то

Ю2 N— Рпх»п
2	30

(89)

отсюда

п  488N
--------- кг,
пх0

где п — число оборотов болтушки в минуту.

Препятствуя движению бороны, сила Р приподнимает ее
и смещает в направлении, обратном направлению ее движения
(см. фиг. 85). Одновременно под действием силы тяжести боро-
да стремится опуститься. Борона придет в равновесие, когда
составляющая силы тяжести G будет равна сопротивлению
шлама Р.

Под действием равнодействующей R натягиваются внутрен-
ние подвесные цепи 3 (подвесные цепи 4 ослаблены и не испы-
тывают нагрузки от силы Р). При расчете цепей на прочность
только цепи 3 следует принимать во внимание, так как внеш-
ние подвесные цепи 2 ослаблены, как уже отмечено, действием
центробежной силы.

Направление действия равнодействующей R (угол наклона
R к вертикали) определяется из уравнения

. Р
tgT=~-
О

Корпус бороны и ее зубья вращаются в шламе, уровень ко-
торого в бассейне равен лишь 1,2—1,8 м. При таких условиях
работы болтушки можно допустить, что распределение сопро-
тивления шлама Р между корпусом бороны и ее зубьями зави-
сит лишь от величины площадей их проекций на плоскость, пер-
пендикулярную направлению движения бороны. Сделав такое
допущение, находим, что сопротивление, оказываемое шламом
на зубья бороны, равно
F

где F — площадь проекции бороны на плоскость, перпендикуляр-
ную направлению их движения;

Fs — площадь проекции зубьев на ту же плоскость.

Наибольшее сопротивление шлама при движении испытыва-
ет крайний внешний зуб бороны. Перед определением величины
этого сопротивления отметим, что вычисление общего сопротив-
ления шлама движению бороны (см. уравнение 86) произведено
на основе равенства моментов сил и что оно пропорционально
квадрату скорости движения. Отметим также, что все зубья
бороны одинаковы по размерам и форме, равномерно распре-
делены по длине корпуса бороны и вращаются с одним и тем
же числом оборотов.

Наибольшее сопротивление шлама, которое преодолевает
при своем движении крайний внешний зуб бороны, равно

где пг — число зубьев бороны.

Под действием сопротивления шлама Р3 зуб изгибается.

Вращаясь, корпус бороны и ее зубья часто ударяются о взве-
шенные в шламе и находящиеся на дне бассейна куски глины.
Поэтому рекомендуется при расчете на прочность подвесных
цепей и зубьев в качестве расчетного сопротивления принимать
Р0=1,5Р3, определяемое по уравнению (90), и считать усилие
Р3, найденное по расчетной величине Ро, приложенным к ниж-
нему концу зуба.

Под действием окружного усилия ведомой шестерни среза-
ются болты, при помощи которых шестерня скреплена с несущей
рамой, изгибается ось болтушки, скручивается приводной вал
и срезается или сминается в зависимости от выбранного вида
шпонка ведущей шестерни. По величине окружного усилия оп-
ределяется также удельное давление, испытываемое втулкой
шестерни. При расчете оси на прочность следует считать, что
расчетное усилие, изгибающее ось, приложено к ее верхнему
концу. Это наблюдается при неправильной обработке втулки и
ее неравномерном износе.

ЛИТЕРАТУРА

1. 3. Б. К а и т о р о в и ч. Машины химической промышленности, т. 1, Маи-
гиз, 1957.
ГЛАВА VII!

ВРАЩАЮЩИЕСЯ ПЕЧИ

На огнеупорных заводах во вращающихся печах обжигают
шамот, доломит и магнезит; в химической промышленности их
используют при производстве соды, термофосфатов, сернистого
бария, цианита кальция и сернистого газа. Во вращающихся
печах кальцинируют гидроокись алюминия, в них же обжига-
ют известь, гипс, керамзит и другие строительные материалы.
Наиболее широкое распространение вращающиеся печи нашли
в цементной промышленности как основные установки, опреде-
ляющие производственную мощность заводов.

1.	ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ

Основной частью вращающейся печи является пустотелый
футерованный изнутри огнеупорным кирпичом корпус цилиндри-
ческой формы. Корпус располагается под небольшим углом
к горизонту и медленно вращается вокруг своей продольной оси.

Вращающиеся печи могут работать по принципу прямо-
тока или противотока. В первом случае горячие газы дви-.
гаются вместе с материалом. Во втором случае горячие газы
двигаются навстречу потоку материала. В цементной промыш-
ленности все печи работают по принципу противотока, так
как здесь требуется нагрев материала до высоких температур.

Со стороны верхнего конца во внутреннюю полость корпуса
непрерывно подается подлежащая обжигу сырьевая смесь, а со
стороны нижнего в печь также непрерывно вдувается топливо-
воздушная смесь. Горячие газы, движущиеся от головки печи
навстречу медленно сползающей вниз и при этом перемеши-
вающейся сырьевой смеси, испаряют содержащуюся в ней влагу
и постепенно нагревают ее до требуемой температуры обжига.
Обожженный продукт при дальнейшем перемещении вниз из кор-
пуса печи попадает в специальное устройство — холодильник
для охлаждения, а газы, отдавшие большую часть своего тепла
сырьевой смеси, выбрасываются в атмосферу непосредственно
или через пылеуловитель.
По размерам, производительности и конструкции отдельных
деталей и узлов современные вращающиеся печи резко отлича-
ются от тех печей, которые были впервые применены для обжи-
га цемента. При диаметре 1,6—1,8 м длина первых вращаю-
щихся печей не превышала 20—30 м, а их производительность
составляла лишь 30—40 т в сутки. Печи приводились в движе-
ние обычно от паровых машин мощностью 12—20 л. с. Измене-
ние числа оборотов печей достигалось при помощи смены шки-
вов приводного механизма. Диаметр современных вращающих-
ся печей превысил 5 м, длина достигла почти 200 м, а произво-
дительность возросла до 2000 т в сутки. Мощность одного или
двух электродвигателей для вращения таких печей поднялась
до 700 квт [1].

В процессе совершенствования вращающихся печей возник-
ли их отдельные виды, приспособленные к определенным усло-
виям эксплуатации, разработаны новые конструкции теплооб-
менных устройств, встраиваемых в печь, и внедрены другие вспо-
могательные устройства для снижения удельного расхода тепла
на обжиг клинкера. Вращающаяся печь превратилась в слож-
ную высокопроизводительную обжиговую установку с автомати-
ческим управлением ее отдельными механизмами.

Усиление жесткости корпуса печи и усовершенствование
конструкций приводного механизма, опорных роликов и банда-
жей, а также применение более стойких огнеупорных материа-
лов для футеровки корпуса позволило резко сократить время
простоев из-за неисправности печи и повысить время безостано-
вочной работы, «которое составляет теперь 0,95 календарного
времени. Отношение рабочего времени печи к календарному на-
зывают ее коэффициентом использования. Некото-
рые вращающиеся печи работают с коэффициентом использо-
вания, приближающимся к 0,98.

По конструкции отдельных устройств и узлов вращающиеся
печи делятся на следующие основные группы.

1.	По конструкции корпуса: печи с корпусом, имеющим рав-
ный диаметр по всей длине; печи с расширенной зоной спекания;
печи с расширенной зоной подсушивания и печи с двумя расши-
ренными зонами спекания и подсушивания.

2.	По конструкции устройств для охлаждения клинкера: пе-
чи с отдельно установленными барабанными холодильниками
открытого типа; печи, оборудованные несколькими охладитель-
ными барабанами небольшого диаметра, укрепленными на го-
ловной части корпуса (рекуператорные холодильники), и печи
с холодильниками колосникового типа.

3.	По конструкции устройств для снижения расхода топли-
ва: длинные печи со встроенными в них теплообменниками;
печи с конвейерными кальцинаторами Леполя; печи с концент-
раторами (испарителями) шлама; печи с циклонными теплооб-
менниками; печи с установками для разбрызгивания шлама;
печи с вакуум-фильтрами для сгущения шлама и печи с шахт-
ными кальцинаторами.

4.	По способу изготовления корпуса: печи с клепаным кор-
пусом и печи со сварным корпусом.

5.	По конструкции приводного механизма: печи с одним при-
водным электродвигателем и печи с двумя приводными электро-
двигателями.

Вращающиеся печи работают на твердом (порошкообраз-
ном), жидком и газообразном топливе. Большинство отечествен-
ных цементных заводов работало прежде на твердом топливе.
Однако в последние годы в связи с быстрым развитием нефтя-
ной промышленности и открытием новых богатых газовых ме-
сторождений значительно возросла и доля обжига клинкера на
природном газе и мазуте.

В большей части вращающихся печей, установленных на оте-
чественных и зарубежных цементных заводах, обжиг цементного
клинкера производится по мокрому способу. Сырьевая смесь при
мокром способе работы печи вводится в нее в виде шлама
с влажностью 36—40%. В меньшей части печей клинкер обжи-
гается по сухому способу. При этом сырьевая смесь подается
в виде пыли или в виде гранул с влажностью 10—14%.

Основной конструктивной характеристикой вращающейся
печи является ее внутренний диаметр и длина, выражаемые
в метрах (например, печь ЗХ70ти). Если печь имеет расширен-
ные зоны, то диаметр их показывается дробью (например 3,6/3,3/
3,6X150 м). Производственной характеристикой печи, кроме
ее производительности, определяемой обычно в т/час, является
также удельный расход топлива и коэффициент использования.

Рост производственной мощности печного парка отечест-
венной цементной промышленности обеспечивается введением
в эксплуатацию длинных вращающихся печей большой произво-
дительности со встроенными в них теплообменниками, уста-
новкой коротких печей с конвейерными кальцинаторами Леполя
также большой производительности, реконструкцией старых ко-
ротких малопроизводительных печей и оснащением их концен-
траторами шлама или циклонными теплообменниками.

Современные вращающиеся печи для отечественной цемент-
ной промышленности проектируют и изготовляют следующие
машиностроительные заводы: Уралмашзавод, заводы «Сибтяж-
маш» и «Волгоцемтяжмаш» и Брянский завод «Строммашина»,
По кооперации с этими основными заводами в проектировании
и изготовлении отдельных установок для вращающихся печей
заняты и другие отечественные
предприятия. Вращающиеся печи
небольшой длины для нужд химиче-
ской и смежных с ней отраслей про-
мышленности проектирует и изго-
товляет Уралхиммашзавод.

2.	ДЛИННЫЕ ВРАЩАЮЩИЕСЯ ПЕЧИ
С ТЕПЛООБМЕННИКАМИ

ВО ВНУТРЕННЕЙ ПОЛОСТИ

Большая часть отечественных
и зарубежных цементных заводов
оборудована вращающимися печа-
ми с теплообменниками во внутрен-
ней полости и без каких-либо
устройств за их загрузочными кон-
цами, предназначенными для ис-
пользования тепла отходящих га-
зов. Это преимущественно печи дли-
ной от 80 до 170 м.

Простота конструкции, незначи-
тельные эксплуатационные расходы,
большая производительность и вы-
сокое качество выдаваемого клин-
кера отличают длинные вращаю-
щиеся печи без запечных устройств
от вращающихся печей других ви-
дов и являются причиной их широ-
кого распространения.

Практикой эксплуатации длин-
ных вращающихся печей доказано,
что в районах с мягкой зимой их
можно устанавливать на открытом
воздухе, возводя легкие помещения
лишь у загрузочного и разгрузочно-
го концов печи, а также у ее привод-
ного механизма. При этом значи-
тельно снижаются первоначальные
затраты на установку печей, что
способствует более широкому рас-
пространению их по сравнению
с вращающимися печами других
видов. Увеличенный по сравнению
с другими печами 'расход тепла на

Фиг. 87. Схема вращающейся печи 3,6/3,3/3,6х 150
обжиг клинкера несколько снижает отмеченные положительные
качества длинных вращающихся печей.

Из длинных вращающихся печей, число и удельный вес ко-
торых в производстве клинкера возрастает с каждым годом,
на отечественных цементных заводах наиболее распространены,
печи размерами 3,6/3,3/3,6X150 и 3,6/3,0/3,6X127 м\ нахо-
дится в работе несколько печей размерами 4,5X170; 4,5X135
и 3,3/3,0/3,3X118 м и изготовляются печи размерами 4X150
и 5X185 м.

Клепаный корпус вращающейся печи 3,6/3,3/3,6X150 м
конструкции завода им. Тельмана (ГДР)- расположен на девяти
опорах с уклоном к горизонту, равным 4% (фиг. 87). Расстоя-
ние между опорами составляет 15—18 м. Обечайки корпуса дли-
ной 3100—3200 мм изготовлены из стальных листов толщиной
22 мм. Внешние накладные пояса, соединяющие соседние обе-
чайки, вырезаны из стальных листов толщиной 24 мм. Ширина
поясов выбрана равной 700 мм. Пояса такой же толщины, но
более широкие, наложены на подбандажные обечайки и на
обечайку, несущую зубчатый венец. Для повышения жесткости
корпуса на нем установлены кольца жесткости с тавровой фор-
мой сечения. Кольца жесткости направлены своей поперечной
полкой наружу и расположены по одному или по два вдоль
каждого пролета. Исключение составляет лишь пролет между
первой и второй опорами, считая от головки печи, где по длине
зоны спекания размещено четыре кольца жесткости. Все кольца
жесткости посажены на внешние соединительные накладные
пояса и приварены к ним прерывистым швом.

Для плавного перехода узкой части корпуса к широкой про-
межуточные конусные обечайки предусмотрены такими же длин-
ными, Как и рядовые.

Бандажами 3, имеющими коробчатую форму сечения, печь
передает свой вес на девять пар опорных роликов 4, оси которых
опираются на массивные подшипники скольжения. Зубчатый
венец 5 печи, состоящий из четырех частей, расположен меж-
ду пятым и шестым бандажом, считая от головки печи. Венец
посажен на стальные пружины, направленные вдоль образую-
щих корпуса.

От приводного электродвигателя мощностью 180 квт дви-
жение зубчатому венцу передается через трехступенчатый ре-
дуктор. Кроме основного, печь имеет еще вспомогательный при-
водной механизм для медленного поворачивания корпуса, когда
в этом появляется необходимость.

На средней опоре с обеих сторон бандажа установлено по
одному контрольному ролику. По положению бандажа между
этими роликами судят о том, правильно ли расположен корпус
печи на опорах в осевом направлении. Когда корпус сползает
вниз или смещается вверх, бандаж сильно давит на один из кон-
трольных роликов и заставляет его вращаться, вызывая значи-
тельное по величине трение в деталях контрольного устройст&а.
При нормальной работе печи ее бандаж или совсем не касается
контрольных роликов, или только легко давит на один из них.

Верхний (холодный) конец печи входит в пылеосадительную
(дымовую) камеру 6, а нижний (горячий) закрыт откатным щи-
том 1, называемым головкой печи. Головка печи снабжена смот-
ровыми отверстиями и отверстиями для ввода в печь топливных
форсунок. Для увеличения разрежения в пылеосадительной ка-
мере и внутренней полости печи, которое создается дымовой
трубой, печь оборудована дымососом.

Сырьевая смесь — шлам — поступает в печь по наклонно рас-
положенной труботечке 7. Подача шлама в течку осуществляет-
ся при помощи ковшового питателя, позволяющего регулировать
количество направляемого в печь шлама в широких пределах.

Для охлаждения обожженного клинкера печь оборудована
девятью барабанами 2, прикрепленными к разгрузочному концу
ее корпуса и вращающимися вместе с корпусом. Чтобы компен-
сировать ослабление обечайки, к которой прикреплены бара-
баны рекуператорного холодильника и в которой вырезаны от-
верстия для выхода клинкера, она отвальцована из стального
листа толщиной 40 мм и с соседними обечайками соединена при
помощи внутренних накладных поясов и заклепочных швов.

Опыт эксплуатации вращающихся печей 3,6/3,3/3,6X150 м
показал, что они являются производительными и надежными
в эксплуатации клинкерообжигательными установками. Вместо
предусмотренных в паспортах 19 т печи выдают за час в среднем
24 т цементного клинкера. Коэффициент использования их высок
(в среднем 0,9), что свидетельствует о правильной конструктив-
ной разработке надежности и прочности большинства узлов и
деталей этих печей.

Печам 3,6/3,3/3,6X150 м присущи и некоторые конструк-
тивные недостатки: 1) давление печей на опоры распределено
неравномерно, что привело к необходимости применить бан-
дажи и опорные ролики разной ширины; разнотипность банда-
жей и роликов усложняет эксплуатацию печи; 2) неудачно сде-
лан выбор месторасположения второго бандажа от головки печи;
бандаж подвержен здесь значительному нагреву; 3) нерацио-
нальна форма сечения бандажей (сложна для отливки).

Большая часть печей 3,6/3,3/3,6X150 м в процессе эксплуа-
тации частично реконструирована; клепаные корпуса этих печей
по длине зоны спекания заменены на сварные; изменена посадка
бандажей с жесткой на свободную; на первой и второй опорах
бандажи коробчатой формы сечения заменены бандажами пря-
моугольного сечения.

Печи 3,6/3,0/3,6X127 м созданы путем коренной реконст-
рукции печей размерами 3,0/2,7/3,0X127 м, изготовленных за-
водом «Полизиус» (ГДР). В своем первоначальном виде печи
длиной 127м являлись весьма неудачными клинкерообжигатель-
ными установками. Несмотря на большую длину, их производи-
тельность едва достигала 11 т/час. У печей было много и конст-
руктивных недостатков: их клепаные корпуса, изготовленные из
стальных листов толщиной 18 и 20 мм, при отсутствии колец
жесткости были недостаточно жесткими; неудобным для выпол-
нения и ненадежным в эксплуатации оказался принятый способ
посадки бандажей на корпус при помощи стальных пружин, на-
правленных вдоль образующих боковой поверхности корпуса;
непрочной была выбрана подрекуператорная обечайка.

При реконструкции печей их диаметр увеличен в средней
части до 3 м, а в загрузочной и разгрузочной соответственно до
3,45—3,6 и 3,6 м. Средняя часть печей собрана из обечаек тол-
щиной 20 мм, а концы печей изготовлены из обечаек толщиной
24 мм. Все новые обечайки соединены между собой при помощи
электросварных швов. Подбандажные обечайки выбраны тол-
щиной 40 мм. На корпуса по всей их длине установлены кольца
жесткости.

В результате этих мероприятий жесткость корпусов реконст-
руированных печей значительно усилилась, чем создались усло-
вия для повышения стойкости футеровки, повысилась и произ-
водительность печей, достигнув 15—18 т/час.

В 1958 г. на Куйбышевском цементном заводе вступи-
ли в эксплуатацию первые вращающиеся печи размером
4, 5/5X135 м, изготовленные заводом «Полизиус» (ГДР).

При конструировании этих печей по-новому решен вопрос
о расположении опор по длине печи. При этом за основу было
принято не сохранение одинаковых пролетов между опорами,
к чему обычно стремятся, а равномерное распределение давле-
ния корпуса на опоры. При конструировании печей было также
обращено большое внимание на вредное воздействие высокой
температуры на те бандажи, которые расположены около зоны
спекания.

Консоль горячего конца печи (принята равной 7 м, а пролег
между первой и второй опорой предусмотрен равным 23 м. При
таком расположении первой и второй опоры наиболее горячая
часть печи находится между опорами. Таким путем устранена
возможность возникновения в бандажах, граничащих с зоной спе-
кания печи, дополнительных внутренних напряжений от дейст-
вия на них расширяющейся при работе горячей части корпуса.
Корпус составлен из обечаек длиной 4—4,3 м каждая. Под-
бандажные обечайки изготовлены из стальных листов толщиной
38 мм. Рядовые обечайки у горячего конца сварены из листов
толщиной 30 мм, а у холодного — из листов толщиной 26 мм.

К внутренней поверхности холодного конца корпуса на длине
36 м приварены плоские, установленные на ребро на расстоянии
2,4 м одно от другого кольца жесткости высотой 300 мм и толщи-
ной 16 мм. Усиливая прочность корпуса, внутренние кольца жест-
кости служат одновременно приспособлениями для подвески
звеньев цепной завесы. По длине остальной части корпуса коль-
ца жесткости, имеющие двутавровую форму сечения, свободно
посажены на корпус снаружи. Для предупреждения продоль-
ного перемещения наружных колец жесткости по корпусу слу-
жат упорные планки, которые расположены зигзагообразно
с обеих сторон каждого кольца и жестко соединены с корпусом
электросварными швами.

Равномерное распределение давления корпуса на опоры по-
зволило выбрать бандажи для всех опор одинаковой ширины
(900 мм). Одинаковыми по ширине приняты также и опорные
ролики, оси которых лежат в сдвоенных подшипниках. Длина
пролетов между опорами, определенная из условия равенства
давления на опоры, колеблется в пределах от 13 до 26 м. Боль-
шая разница в длине пролетов не создает, однако, каких-либо
неудобств при монтаже и эксплуатации печи.

Печь приводится в движение от электродвигателя мощностью
340 кет. Понижение числа оборотов электродвигателя осущест-
вляется посредством четырехступенчатого редуктора с общим
передаточным числом i =140,5. Печь вращается со скоростью
0,5—1 об/мин. Для более медленного вращения (4 об/час.)
установлен вспомогательный приводной механизм с электродви-
гателем мощностью 40 кет.

Печь оборудована барабанным холодильником открытого
типа, расположенным за ее разгрузочным концом. При эксплуа-
тации холодильников выяснилось, что они работают неудовлет-
ворительно и препятствуют достижению печами запроектиро-
ванной производительности (50 т1час). Для создания нормаль-
ных условий работы печей предусмотрено барабанные холодиль-
ники заменить холодильниками колосникового типа.

Вращающиеся печи 4,5X170 м, изготовляемые отечествен-
ными машиностроительными заводами, рассчитаны на произво-
дительность 1200 т цементного клинкера в сутки.

Печь 4,5X170 м имеет семь опор и расположена с уклоном
к горизонту, равным 3,5°/о-. Длина пролетов печи равна 25—
27 м. Корпус ее изготовлен из стальных листов толщиной
30—60 мм. Наиболее толстые листы применены для подбандаж-
ных обечаек, а самые тонкие — для рядовых, расположенных
вдоль холодного конца печи, начиная с четвертого бандажа.
Обечайки для зоны спекания изготовлены из листа толщиной
46 мм. Как отдельные листы обечаек, так и отдельные обечайки
соединены между собой при помощи электросварки. Особен-
ностью корпуса этой печи по сравнению с корпусами печей дру-
гих видов является то, что он имеет одинаковый диаметр во всех
своих сечениях.

Печь оборудована двумя приводными устройствами, распо-
ложенными по обе стороны ее корпуса. Мощность каждого из
приводных электродвигателей составляет 250 кет. Скорость
вращения печи равна, 0,75—1,5 об/мин. Кроме основных, у печи
имеется вспомогательное приводное устройство, позволяющее
вращать ее со скоростью 4,18 об/час. В холодном конце печи
предусмотрена установка фильтра-подогревателя, а за ним на
длине 28,5 м — подвеска цепей.

Каждая из опор печи, кроме опоры, около которой располо-
жены приводные устройства, оборудована колонкой с консолью.
При помощи колонок, обслуживаемых передвижной лебедкой,
производятся грузоподъемные работы при ремонте опорных
устройств. Над опорой же, где расположены приводные устрой-
ства, для этой цели установлен мостовой кран.

Печь оборудована приспособлениями для обратной подачи
в нее пыли, уловленной из отходящих дымовых газов, через го-
ловку или через отверстия в корпусе, расположенные за зоной
подвески цепей. Для охлаждения клинкера печь оборудована ко-
лосниковым холодильником переталкивающего типа производи-
тельностью 50 т/час. Под каждым из бандажей печи, которые
имеют прямоугольную форму сечения и на корпус посажены
свободно, установлены конечные микропереключатели, фикси-
рующие проседание корпуса ниже допустимого.

Изготовляемые Уралмашзаводом вращающиеся печи 5Х
Х185 м являются наиболее мощными в мире по производитель-
ности (1800—2000 т!сутки). Для снижения удельного расхода
тепла на обжиг клинкера во внутренней полости печи последо-
вательно от ее загрузочного конца к головке устанавливаются
фильтр-подогреватель, цепная зона и ряд металлических тепло-
обменников.

Печь располагается на восьми опорах с уклоном к гори-
зонту, равным 3,5%. Цельносварной корпус ее изготовляется
из стальных листов толщиной 30—60 мм. Из листов толщиной
60 мм свариваются подбандажные обечайки, обечайки корпуса
для зоны спекания — из листов толщиной 40 мм и все осталь-
ные обечайки — из листов толщиной 30 мм. Бандажи, свободно
помещаемые на корпус, имеют прямоугольную форму сечения
и спираются на ролики диаметром 1700 мм. Ширина бандажа
и роликов равна соответственно 1000 и 1200 мм. Печь приводит-
ся в движение от двух электродвигателей мощностью 315 кет
каждый, расположенных с правой и левой стороны ее корпуса.
Скорость вращения печи равна 0,6—1,2 об/мин.

Для создания разрежения во внутренней полости печь обо-
рудуется тремя мощными дымососами производительностью
80 000 мЧчас каждый при создаваемом напоре 220 мм вод. ст.
Для охлаждения клинкера за разгрузочным концом печи уста-
навливается колосниковый холодильник.

3.	ПЕЧИ С КОНВЕЙЕРНЫМИ КАЛЬЦИНАТОРАМИ ЛЕПОЛЯ

Печи с конвейерными кальцинаторами Леполя, внедренные
в производство цемента в 30-х годах, являются наиболее эконо-
мичными клинкерообжигательными установками. На обжиг 1 кг
клинкера в них расходуется 850—1150 ккал вместо 1400—
1600 ккал, которые необходимы для получения клинкера
в длинных печах, оборудованных цепями и другими теплообмен-
ными устройствами.

Печи с конвейерными кальцинаторами обладают и вторым
большим преимуществом перед печами обычной конструкции:
вынос сырьевой пыли из них с дымовыми газами не превышает
1—3%, тогда как из обыкновенных вращающихся печей ее вы-
носится в среднем 10—12%. В последние годы значительно воз-
росла и производительность печей с конвейерными кальцинато-
рами, достигнув 850 т!сутки. Первые печи с конвейерными каль-
цинаторами работали с однократным просасыванием горячих
газов через слой материала, расположенного на решетке каль-
цинатора. Теперь печи этого вида усовершенствованы и выпус-
каются для использования их при двукратном проходе газов че-
рез материал. Конвейерными кальцинаторами оборудуются ко-
роткие вращающиеся печи длиной до 50—70 м.

Схема конвейерного кальцинатора с двойным просасыванием
горячих газов через материал приведена на фиг. 88. Неподвиж-
ный корпус кальцинатора сваривается из стальных листов
и с внутренней стороны футеруется огнеупорным кирпичом.'В нем
помещена бесконечная решетка 7, составленная из отдельных
чугунных колосников с продольно направленными щелями. Верх-
няя, рабочая часть решетки, опирающаяся своими роликами на
направляющие (на фиг. 88 не показаны), образует горизонталь-
но расположенную, медленно движущуюся плоскую поверхность.,
на которую непрерывно поступает сырьевая смесь в виде гранул
диаметром 5—25 мм. Для образования гранул из сырьевой сме-
си над кальцинатором установлен гранулятор 2. У решетки име-
ются борта, ограничивающие распространение материала по ее
ширине.

Поперечной перегородкой 3 внутренняя полость кальцинато-
ра разделена на две камеры. При помощи двух последовательно
соединенных вентиляторов, 4 и 7, в нижних частях камер созда-
ется и поддерживается разрежение. На пути движения газов пе-
ред первым вентилятором установлена группа циклонных пыле-
уловителей 5.

Фиг. 88. Схема кальцинатора Лгполя с двойным просасыванием
газов через материал.

В зазоре между неподвижным разгрузочным концом кальци-
натора и вращающимся «холодным концом» печи установлено
уплотнительное приспособление, препятствующее засасыванию
воздуха снаружи в кальцинатор и в печь.

В кальцинатор входят также не показанные на фиг. 88 сле-
дующие дополнительные устройства: 1) скребок для снятия ма-
териала с решетки и направления его в печь; 2) очиститель ще-
лей колосников решетки, помещенный у ее загрузочного конца;
3) боковые уплотнители, устраняющие возможность засасыва-
ния воздуха снаружи через зазор между движущимися бортами
решетки и боковыми стенками камеры, и 4) грабли-разрыхлите-
ли, установленные над движущейся решеткой и предназначен-
ные для разрушения корки и разрыхления верхнего слоя мате-
риала.
Горячий газовый поток, поступающий из печи в верхнюю
часть второй камеры кальцинатора (считая по пути движения
решетки), просасывается сверху вниз через слой материала.
"Миновав циклоны, он еще раз проходит через слой материала,
также сверху вниз. Так как материал здесь сырой и газы пред-
варительно уже охлаждены, при движении их вдоль решетки
этой камеры, называемой камерой подсушки, происходит только
сушка материала. При движении же вдоль решетки второй ка-
меры (камеры декарбонизации) совершается дальнейшее подсу-
шивание материала и частично его декарбонизация.

При движении газового потока из второй камеры в первую
в циклонах из него осаждаются мелкие частицы материала,
которые захватываются потоком при прохождении через под-
сушенную сырьевую смесь. В результате этого не забиваются
поры между гранулами, расположенными на решетке первой
камеры, и не затрудняется проход газов через слой материала.

Материал в кальцинаторе нагревается до температуры 800—
900°, а газы поступают в кальцинатор при температуре 1000—
1100°. Из кальцинатора газы удаляются, имея температуру 170—
200°.

Мелкие частицы обжигаемого материала, проваливающиеся
через щели колосников решетки, сползают по наклонно располо-
женным течкам на транспортер 9 и перемещаются им в элева-
тор 8. При помощи этого элеватора упавшие с решетки частицы
материала поднимаются и через загрузочную течку печи направ-
ляются в ее внутреннюю полость. Сюда же при помощи транс-
портера 6 поступает сырьевая пыль, которая улавливается цик-
лонами из газового потока.

Наиболее сложной частью кальцинатора является его решет-
ка; она состоит из четырех-шести (в зависимости от ее ширины)
параллельно расположенных бесконечных цепей, составленных
из звеньев 4 (фиг. 89). Звенья цепи шарнирно соединены между
собой при помощи стальных валиков 2, длина которых равна
ширине решетки. Между каждыми двумя соседними цепями на
валике свободно посажены дистанционные трубки 5, а на них •
также свободно подвешены одним концом колосники 6. Свобод-
ные концы колосников каждого последующего ряда (по направ-
лению движения решетки) опираются на концы колосников
предыдущего ряда. Колосники вместе со звеньями цепи обра-
зуют полотно решетки.

Чтобы ограничить слой сырьевой смеои по ширине решетки,
на концы (валиков посажены дистанционные трубки 3,
а на них —бортовые звенья 1. Шайбы со шплинтами, установ-
ленные на концах каждого валика, и дистанционные трубки
определяют положение всех деталей, посаженных на валик.
Дистанционные трубки увеличивают одновременно подвижность
свободно посаженных на валик колосников и бортовых звеньев.

Колосники решетки отливаются из жароупорного чугуна
и по форме представляют собой выпуклые пластины с про-
дольными и поперечными ребрами жесткости. У основания ко-

5 ВБ

Фиг. 89. Схема решетки кальцина- Фиг. 90. Схема уплотнения внутренней
тора Леполя.	полости кальцинатора Леполя:

1— боковая стенка; 2— уголок; 3 и 5—смен-
ные детали; 4 и 6 — балки; 7 — борт решет-
ки; 8— поддерживающие ролики; 9 — чу-
гунная плита; 10 — штоки; 11 — пружины;
12 — подшипники; 13 — швеллер.

лесника в его ребрах жесткости сделаны выемки, которыми
колосник подвешивается на валик. Чтобы колосник не спадал
с валика, к поперечному ребру жесткости крепятся угольники 7.
При отливке колосников в их теле предусматриваются узкие
щели для прохода газового потока.

Верхняя рабочая ветвь решетки цепными звеньями опирается
на поддерживающие ролики 8 (фиг. 90). Чтобы во время дви-
___________Печи с конвейерными кальцинаторами Леполя	211
жения решетки в месте ее примыкания к боковым стенкам кор-
пуса верхняя полость кальцинатора не соединялась с .нижней
полостью, находящейся под разрежением, корпус в этом месте
имеет уплотнения. Чугунная плита уплотнения опирается
на стальные штоки, расположенные на расстоянии пример-
но 250 мм один от другого. В своих гнездах штоки сидят свобод-
но и могут перемещаться вертикально вверх силой упругости
пружин, на которые они опираются. Постоянно прижимаясь
к нижней кромке борта решетки, плиты препятствуют проникно-
вению горячих газов из верхней полости кальцинатора в его
ни^кнюю полость, которая находится под разрежением.

Так как рабочая ветвь решетки горизонтальна, мощность
ее приводного электродвигателя расходуется только на преодо-
ление трения в подшипниках роликов, движущихся по направ-
ляющим решетки, а, также трения ее бортовых звеньев о детали
уплотнительного устройства, деталей очистного устройства
о материал и о колосники решетки, трения в деталях приводного
устройства и на преодоление сопротивления разрыву корки ма-
териала зубьями разрыхлителя и сопротивления сдвиганию
материала с колосников решетки.

Решетка движется с очень малой скоростью, равной в сред-
нем 0,75 м/мин. Для снижения числа оборотов приводного
электродвигателя между ним и решеткой устанавливают после-
довательно два редуктора.

Кальцинатор работает с наибольшим эффектом, когда горя-
чий газовый поток легко проходит через слой сырьевой смеси,
расположенной на решетке. При этом условии достигается наи-
более полная отдача газами тепла подсушиваемому материалу.

На проходимость газов через материал влияет равномерность
распределения его по решетке, наличие в нем мелочи (разру-
шенных и слишком мелких гранул), влажность гранул, постоян-
ство установленного режима работы и др. При неравномерном
распределении материала по решетке возможен просос газов
через недостаточно прикрытые или совсем обнаженные колосни-
ки, отчего подсушивание материала почти прекращается, а обна-
женные колосники перегреваются; большое количество мелочи
в гранулах забивает поры между ними, что также ухудшает
передачу тепла к гранулам, и т. д.

На движении газов через слой материала отрицательно отра-
жается нарушение герметичности корпуса кальцинатора, не-
надежная работа шиберов, нарушение плавности движения ре-
шетки, неисправность транспортеров и циклонов и т. п.

Сложность конструкции кальцинатора, трудности в его
эксплуатации и наличие многих вспомогательных устройств,
отсутствующих ,в печи обычной конструкции, значительно сни-
жают отмеченные выше положительные качества печей с кон-
вейерными кальцинаторами. Нормальная работа этих печей
возможна лишь при более строгом, по сравнению с обычными
длинными печами, соблюдении установленной производственно
технологической дисциплины.

Подсушка ,и декарбонизация сырьевой смеси на движущейся
решетке протекает нормально лишь тогда, когда влажность
сырьевой смеси, загружаемой на решетку, не превышает
12—14%. Таким образом, печи с конвейерными кальцинаторами
можно использовать только на тех цементных заводах, которые
работают по сухому способу производства, и только при предва-
рительной грануляции сырьевой смеси. Однако в США печи с
конвейерными кальцинаторами работают и по мокрому способу
производства. При этом шлам обезвоживается в вакуум-филь-
трах, а затем гранулируется перед подачей в печь.

Грануляция, т. е. получение из порошкообразной сырьевой
смеси частиц округлой формы с размером в поперечнике
5—30 мм, производится теперь в грануляторах тарельчатого
типа. Роль грануляторов при производстве цемента в последние
годы значительно возросла. Помимо печей с конвейерными каль-
цинаторами, грануляторы находят применение также при об-
ратной подаче в печь сырьевой смеси, уловленной пылеулови-
телями, и при подготовке сырьевой смеси для питания шахтных
печей.

Сущность грануляции материала на тарельчатом гранулято-
ре заключается в следующем. На наклонно расположенную
вращающуюся тарелку с бортами подается порошкообразная
смесь и вода для ее увлажнения; материал поднимается по вра-
щающейся тарелке вверх, сползает вниз и вновь поднимается,
совершая цикл своего движения. Так как материал состоит из от-
дельных частиц, то, кроме общего движения всей массы, части-
цы совершают также дополнительное движение одна относи-
тельно другой. При движении частицы материала слипаются,
увеличиваются в размерах, округляются и, приобретая большую
скорость при очередном скатывании вниз, выпадают за борт
тарелки.

Грануляторы различаются по способу расположения тарелки
на основании, по виду бортов тарелки, конструкции приводного
и очистного устройств.

Грануляторы выпускаются с тарелкой, которая опирается на
основание своей центральной частью, и с тарелкой, точка опоры
которой на основании смещена относительно плоскости симмет-
рии тарелки. Грануляторы могут быть с тарелкой, высота борта
которой постоянна, и с тарелкой, высоту борта которой можно
изменять. Кроме того, грануляторы изготовляются с червячным
или колесным приводным устройством и конструируются с меха-
ническим устройством и очистным устройством, управляемым

гидропневматическим механизмом.

На фиг. 91 приведена схема тарельчатого гранулятора с из-
меняющимися по высоте бортами, с колесным приводом и меха-
ническим очистным устройством. Основные части гранулятора:
наклонно расположенный вал 4; тарелка 3, жестко соединенная

с валом, ведомая цилиндрическая

ня 6; основание, состав-
ленное из двух .верти-
кально расположенных
и связанных между собой
боковин /; полый цилин-
дрический корпус 8 для
вала, шарнирно опираю-
щийся своими осями 7 на
боковины основания, и
приспособления 9 для из-
менения угла наклона
тарелки.

Тарелка приводится
в движение от электро-
двигателя через редуктор.
Площадка, на которой
установлен приводной ме-
ханизм, жестко связана
с корпусом вала, поэтому
1изменение положения та-

шестерня 2, ведущая шестер-

Фиг. 91. Схема гранулятора тарельчатого
типа диаметром 2800 мм.

релки относительно гори-
зонта не отражается на

работе приводного меха-

низма. К стойке 5 крепится очистное устройство.

Создание наиболее выгодных условий для работы грануля-
тора, при которых его производительность была бы наибольшей,
достигается путем выбора числа оборотов тарелки, угла ее
наклона к горизонту и высоты борта. Изменение каждой из этих

величин связано с изменением производительности гранулятора,
размеров гранул и их прочности.

4.	ПЕЧИ С ЦИКЛОННЫМИ ТЕПЛООБМЕННИКАМИ

Подобно печам с конвейерными кальцинаторами Леполя, пе-
чи с циклонными теплообменниками имеют высокие теплотех-
нические качества: на обжиг 1 кг клинкера в них также расхо-
дуется 900—1000 ккал.
Печи с циклонными теплообменниками, впервые применен-
ные в 1950 г. фирмой «Гумбольдт», работают теперь во многих
странах мира. Клинкерообжигательная установка этого вада
работает под разрежением и состоит из короткой (40—60 м)
печи и нескольких циклонов, расположенных над ее загрузочным
концом. Для обеспыливания газов, отсасываемых из установки,
они перед выбросом в атмосферу пропускаются через пылеуло-
витель. Сырьевая смесь поступает в установку в виде сухой пы-
ли, а не гранул.

Вращающаяся печь с циклонными теплообменниками, кото-
рая изготовлена по проекту Гипроцемента, работает на Спас-
ском цементном заводе. Планом реконструкции отечественных
цементных заводов намечено оборудовать циклонными теплооб-
менниками еще несколько коротких вращающихся печей.

Схема загрузочного конца печи 3X60 м Спасского цементно-
го завода с расположенными над ним циклонными теплообмен-
никами приведена фиг. 92. Установка представляет собой герме-
тичную систему, образованную печью, циклонами и газопрово-
дами, в которой при помощи мощного вентилятора 1 создается
разрежение. Циклоны-теплообменники объединены в две парал-
лельно расположенные ветви. В каждую из ветвей входят три
циклона, 5; 9 и 12, большого диаметра и группа из трех циклонов
15 малого диаметра. Циклоны каждой ветви последовательно
соединены между собой при помощи газоходов 8. Газоходы 11 и
10 связывают правую и левую ветви циклонов-теплообменников
с батарейным циклонным пылеуловителем 7, к патрубку кото-
рого примыкает всасывающий трубопровод 5 вентилятора 1.

Сырьевая пыль, подаваемая пневматическим путем на транс-
портер 16, перемещается им к течкам 14 и 13, сползая по кото-
рым, она попадает в верхние циклоны 12. По течкам 17 происхо-
дит стекание подсушенной сырьевой пыли из верхних циклонов
в нижние. Всасывающие патрубки нижних циклонов присоеди-
нены к загрузочной камере печи 2. К ней присоединены также
труботечки 4 и 3, по которым из нижних циклонов-теплообмен-
ников и батарейного циклона в печь перемещается подсушенная
сырьевая смесь.

Двигаясь через циклоны снизу вверх, горячий газовый поток
встречает на пути движения сырьевую смесь, опускающуюся
сверху вниз. При входе в каждый из циклонов газовый поток
приобретает вращательное движение (о работе циклонов см. стр
341), вовлекая в него также и сырьевую смесь. Из-за противоточ-
ного движения газов и сырьевой смеси и ее пылеобразного со-
стояния между смесью и газами происходит интенсивный тепло-
обмен, в результате которого температура отходящих газов
постепенно снижается, а температура сырьевой смеси возрастает.
Фиг. 92. Схема вращающейся печи с циклонными теплообменниками.
Испытаниями работы печи с циклонными теплообменниками
[2], причем при действии лишь одной из ветвей циклонов, уста-
новлено, что температура сырьевой смеси при поступлении
в печь равна приблизительно 650°, а температура отходящих
газов перед циклонами составляет в среднем 900°. При этом
на обжиг 1 кг клинкера расходовалось около 1000 ккал.

Газоходы установки, изготовленные из стального листа
толщиной 5—6 мм и футерованные изнутри огнеупорным кир-

Фиг. 93, Схема передвижной загрузочной камеры вращающейся
печи с циклонными теплообменниками.

пичом, имеют диаметр в, свету 1300 мм в нижней части установ-
ки и 900 мм в ее верхней части.

Загрузочная камера печи (фиг. 93), являющаяся соедини-
тельным звеном между печью и системой циклонов-теплообмен-
ников и играющая большую роль в работе установки, также изго-
товлена из стального листа и футерована шамотом. Своей откры-
той цилиндрической частью камера входит внутрь загрузочного
конца печи. Конец печи и конец входящей в нее камеры обору-
дованы уплотнительным приспособлением, которое состоит
из стального кольца 2, свободно надетого на камеру, и шайбы 1,
жестко прикрепленной к торцу печи и вращающейся вместе
с нею.

Сырьевая смесь вводится в печь по наклонно расположен-
ной и встроенной в загрузочную камеру течке 3. Чтобы предо-
хранить течку от действия -высокой температуры газового пото-
ка, ее оградили рубашкой, через которую пропускается холодная
вода. Вода поступает в рубашку по патрубку 4 и выходит из нее
по патрубку 5.

В задней стенке камеры сделаны два отверстия, нижнее из
которых является смотровым, а верхнее служит лазом. Оба от-
верстия плотно закрыты крышками. Отверстия имеются также
в боковых стенках камеры. В эти отверстия вводятся концы
всасывающих патрубков вентилятора печи. Загрузочная каме-
ра, смонтированная на двух парах колесных скатов и опираю-
щаяся ими на рельсовый путь, может после отсоединения ее от
водопровода и труботечек, идущих от батарейного циклона
и нижних циклонов-теплообменников, отодвигаться от печи.
Необходимость в этом появляется при ремонте печи и самой
камеры.

Циклоны-теплообменники, имея большие габариты, свари-
ваются из стальных листов толщиной 8—10 мм и с внутренней
стороны футеруются слоем шамота толщиной 100—160 мм-

Большая роль в работе установки принадлежит питателям-
затворам, установленным в разгрузочных патрубках циклонов.
Питатели-затворы должны пропускать из верхних циклонов
в нижние сырьевую смесь, а при ее отсутствии, плотно закрывая
сечение патрубка, устранять возможность проникновения газа
в циклоны снизу, что резко снижает их коэффициент полезного
действия. Из существующих типов таких приспособлений наи-
более пригодным является затвор-мигалка. Это приспособление
открывается под давлением на его клапан пыли, собирающейся
в выпускном патрубке, и закрывается под действием веса контр-
груза, закрепленного на рычаге клапана.

Наличие в установке двух параллельно расположенных вет-
вей циклонов позволяет снизить их размеры и диаметры газо-
ходов. При наличии двух ветвей циклонов имеется также воз-
можность производить ремонт, не прерывая работы печи.

Удаление из сырьевой смеси влаги и подсушивание смеси
до 650—700°, осуществляемое во взвешенном состоянии смеси,
создает благоприятные условия для работы печи с циклонными
теплообменниками с высоким тепловым коэффициентом полез-
ного действия. Достоинством печи с циклонными теплообмен-
никами является также возможность питания ее сырьевой пы-
леобразной смесью с предельно малой влажностью, причем без
какой-либо ее предварительной обработки, что значительно
упрощает конструкцию и эксплуатацию установки по сравне-
нию с печами, оборудованными конвейерными кальцинаторами.
Конструкция установки упрощается еще тем, что вместо слож-
ного, состоящего из большого количества деталей конвейерного
кальцинатора над печью располагается лишь ряд неподвижных
и не подвергающихся механическим нагрузкам циклонов и га-
зопроводов.

Возможность использования печей с циклонными теплооб-
менниками лишь на заводах, работающих по сухому способу
производства цемента, громоздкость надстройки над ними, до-
стигающей 40—45 м высоты, и значительное суммарное сопро-
тивление циклонов и газоходов движению газового потока яв-
ляются недостатками этого вида печей, однако они незначитель-
ны по сравнению с их положительными качествами.

Вращающиеся печи с циклонными теплообменниками име-
ют большие перспективы распространения не только в цемент-
ной, но и в других отраслях промышленности.

5.	ПЕЧИ С КОНЦЕНТРАТОРАМИ ШЛАМА

Барабаны, заполненные пустотелыми цилиндрическими
телами и предназначенные для частичного испарения влаги,
содержащейся в шламе, называются концентраторами
шлама. Эти барабаны располагаются над загрузочными кон-
цами печей. Испарение влаги из шлама в концентраторах про-
исходит за счет тепла отходящих газов. При благоприятных
условиях при помощи концентраторов удается влажность шла-
ма, поступающего в печь, снизить с 36—40 до 8—10% [3]. Дей-
ствие концентратора тем эффективнее, чем выше температура
поступающего в него газового потока. Установка концентрато-
ров, следовательно, наиболее рациональна на коротких враща-
ющихся печах.

При движении через концентратор отходящие газы переда-
ют шламу большую часть заключенного в них тепла, поэтому
расход печью тепла на обжиг клинкера снижается, а производи-
тельность ее повышается. У коротких вращающихся печей она.
возрастает на 15—20% при одновременном снижении прибли-
зительно в таких же пределах удельного расхода тепла.

При работе печи с концентратором шлама значительно воз-
растает вынос из нее сырьевой смеси. Поэтому при установке
концентратора печь непременно оборудуют пылеуловительным
устройством, транспортерами для перемещения вверх (в сбор-
ный бункер) уловленной пыли и приспособлениями для обрат-
ной подачи ее в печь сразу или после грануляции.

Концентратор работает под разрежением (фиг. 94), которое
создается вентилятором 1. В барабан 7 концентратора шлам

Фиг. 94. Схема печи с концентратором шлама.

поступает через распределитель 6, а дымовые газы из печи вса-
сываются в него через течку 10. Охлажденные и запыленные
дымовые газы проходят затем через группу циклонов 3, где очи-
щаются от пыли, и через дымовую трубу выбрасываются на-
ружу.

Чтобы печь могла работать при отключенном на ремонт или
осмотр концентраторе, установка оборудована шиберами 2 и 4.
Переключая шибера, можно направлять дымовые газы в дымо-
вую трубу, минуя концентратор. Осажденная из газового пото-
ка пыль подается элеватором в сборный бункер 5, откуда
по течке 8 она поступает в гранулятор 9. Гранулированная сырь-

евая пыль направляется в печь по течке 11. Сырьевую пыль
из бункера можно направлять по течке (на фиг. 94 не показана)
и непосредственно в печь без предварительной грануляции.

Горизонтально расположенный барабан (фиг. 95), опираю-
щийся пустотелыми цапфами на подшипники, является основ-
ной частью концентратора. Боковая стенка барабана собрана
из стальных колосников 6, которые своими концами уложены
в пазы балок 5. Концы колосников шире, чем их средняя часть,
поэтому между колосниками образуются щели шириной при-
близительно 80 мм. С торца барабан закрыт днищами сплош-
ного сечения. Цапфы барабана отлиты отдельно от днищ и со-
единены с ними электросварными швами. Днища усилены ра-
диально направленными наружными ребрами жесткости. Бал-
ки, расположенные вдоль образующих барабана, расширены
по концам и связаны с днищами при помощи болтов.

Около 60% объема барабана заполнено пустотелыми ци-
линдрами— телами наполнения, диаметр которых равен 100—
200 мм, а длина 120—250 мм. В телах наполнения имеются про-
дольно направленные вырезы, снижающие гидравлическое со-
противление этих тел при движении через .них газов и несколько
повышающие поверхность их соприкосновения с газами.

Барабан заключен в легкий стальной кожух, внутренняя по-
верхность которого футерована огнеупорным кирпичом. Зазор
между футеровкой и наиболее удаленными от оси вращения
частями барабана не превышает 20 мм. При большем зазоре
возрастает унос через него газов, а от этого снижается эффек-
тивность действия установки.

В верхней и нижней частях кожуха имеются отверстия. Че-
рез верхнее отверстие в барабан концентратора поступает
шлам, через боковое отводятся отработанные дымовые газы,
а к нижнему примыкает течка, по которой в барабан засасыва-
ются дымовые газы и одновременно в печь оползает подсушен-
ный шлам.

Чтобы в барабане концентратора можно было поддерживать
разрежение, внутренние полости его цапф закрыты крышками:
внутренней 4 — со стороны расположения приводного механиз-
ма и внешней 1 — с противоположной стороны. Барабан при-
водится в движение от электродвигателя через редуктор
(на фиг. 95 не показан) и делает 1—1,6 об/мин.

Одним из условий хорошей работы концентратора является
равномерно-периодический ввод в барабан шлама. Это обес-
печивается специальным распределительным устройством, по-
мещенным в бачке 7. Распределительное устройство состоит
мз сопел 3, расположенных в один ряд вдоль барабана, клапа-
нов 2, закрывающих сопла, и приспособлений 8 для подъема
клапанов. Клапаны приподнимаются, и шлам выливается из ба-
ка в барабан через сопла лишь тогда, когда под соплами дви-
жутся колосники барабана. При приближении балки сопла за-
крываются. Покрытие балок шламом привело бы к сокращению
зазора между ними и футеровкой и затем к полному замазыва-
нию его.

При помощи распределительного устройства можно также
регулировать количество шлама, поступающего в барабан. Ра-
бота распределительного устройства улучшается, если подача
шлама в его бачок происходит равномерно. Это достигается
установкой над концентратором электромагнитного шламового
питателя (см. стр. 248).

При работе концентратора шлам поступает в барабан свер-
ху вниз, а газовый поток движется навстречу ему снизу вверх.
При медленном вращении барабана находящиеся в нем тела
наполнения покрываются тонким слоем шлама, приподнимают-
ся вверх, сползают вниз, перекатываются одни по другим и омы-
ваются горячими газами. На телах наполнения и частично на
колосниках образуется корка из шлама, которая после ее даль-
нейшего подсушивания разрушается, отделяется от этих дета-
лей, проваливается через зазоры между колосниками и попа-
дает в течку барабана.

Концентратор работает нормально при сохранении герметич-
ности его внутренней полости, при установившемся тепловом ре-
жиме печи, неизменном составе шлама,.поступающего в барабан,
и при своевременной замене износившихся деталей установки
новыми.

Подсос воздуха в барабан концентратора извне не только
снижает его производительность, но и одновременно приводит к
перегрузке пылеуловителя и вентилятора. Из-за подачи в барабан
шлама с разной влажностью и, следовательно, с разной теку-
честью замазываются щели между колосниками. К этому же
приводит и резкое изменение температуры газового потока, по-
ступающего в концентратор.

Стальные тела наполнения и литые колосники концентра-
тора являются наиболее быстроизнашивающимися деталями.
При работе концентратора шламом истираются также внутрен-
ние поверхности сопел, их уплотнительные резиновые шайбы
(седла клапанов), клапаны, стержни клапанов, балки барабана
и детали транспортеров. Все это должно учитываться при уста-
новке концентратора и определении эффективности его дей-
ствия.

Кроме описанных, для обжига цементного клинкера приме-
няется еще несколько типов вращающихся печей, например
печи с вакуум-фильтрами для снижения влажности шлама и
печи с установками для разбрызгивания шлама. Однако их при-
менение на отечественных и зарубежных цементных заводах
ограничено. Вспомогательные устройства этих печей, предназ-
наченные для снижения удельного расхода тепла на обжиг
клинкера, значительно усложняют и удорожают эксплуатацию
печей и понижают их коэффициент использования.

6.	ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ ВРАЩАЮЩЕЙСЯ ПЕЧИ

Производительность печи может быть выражена уравнением

кг]час,	(91)

Чп

где Н — поверхность теплопередачи печи, слагающаяся из рабо-
чей поверхности ее футеровки, навешенных цепей и встро-
енных теплообменников, в м2;

km—средний коэффициент теплопередачи и ккал/м2 час град;

Lt— средняя разность температур газов и обжигаемого ма-
териала;

qn — расход тепла на клинкерообразованиё, включая испаре-
ние влаги из сырьевой смеси, в ккал на 1 кг клинкера.
Производительность печи повышается при возрастании ско-
рости движения газового потока, увеличении поверхности со-
прикосновения материала с газами, при повышении температуры
поступающего в печь воздуха, снижении потерь тепла материа-
лом через футеровку, сжигании топлива при минимальном из-
бытке воздуха, при снижении влажности сырьевой смеси и вве-
дении в нее минерализаторов. При перечисленных условиях
коэффициент теплопередачи km и разность температур Lt
возрастают, а удельный расход тепла qn снижается.

На средние значения km, Lt и qn и, следовательно, на
производительность печи влияют профиль продольного сечения
ее корпуса, угол наклона корпуса к горизонту и скорость вра-
щения корпуса. Производительность печи в большой мере зави-
сит также от условий ее эксплуатации: равномерности питания
топливо-воздушной и сырьевой смесями, постоянства сырьевой
смеси и по химическому составу, степени исправности тягодуть-
евых устройств, шиберов, газопроводов и т. п.

В практических условиях производительность печи относят
обычно к 1 м2 внутренней поверхности ее футеровки и значения
удельной производительности для вновь создаваемых печей вы-
бирают, исходя, главным образом, из опытных данных, а также
из теоретических предпосылок.

Приняв удельную производительность, отнесенную к 1 м1
внутренней поверхности футеровки, за основу, общую произво-
дительность печи можно определить из уравнения

т^час’ <92>

где q — удельная производительность в кг/м2 час;

Н — внутренняя поверхность футеровки, измеренная по дли-
не корпуса печи от его загрузочной шайбы до места
выпадения клинкера, в м2;

к—коэффициент, учитывающий повышение производитель-
ности печи при установке приспособлений для более
полного использования тепла отходящих газов.

Практикой эксплуатации печей выяснено, что средняя удель-
ная производительность вращающейся печи 3,6/3,3/3,6X150 м
равна 16,6 кг!м2час, печи 3,6/3,3/6X127 м—17,8 кг)м2час,
печи «Унаке»—18,1 кг]м2час, печей длиной более 60 м с бара-
банными холодильниками — 20,5 кг!м2час и печей длиной менее'
60 м—18,4 кг]м2час [4]. Приблизительно с такой же удельной
производительностью работают вращающиеся печи подобных
размеров и на зарубежных цементных заводах. Удельная про-
изводительность печи повышается путем снижения влажности
подаваемого в печь шлама, строгого соблюдения установленно-
го технологического режима работы печи и выбора наиболее
рациональных конструкций встраиваемых в нее теплообменных
устройств и их расположения.

Характеризуя степень интенсивности процессов, протекающих
во внутренней полости печи, удельная производительность не от-
ражает, однако, экономичности ее работы. Основной мерой такой
оценки печи является количество топлива, расходуемого ею на
обжиг 1 кг клинкера. На обжиг 1 кг клинкера в длинных вра-
щающихся печах современных конструкций требуется 1400—
1800 ккал.

Несмотря на значительные успехи, достигнутые в деле сни-
жения расхода топлива вращающимйся печами за время их
применения, они все же и теперь являются малосовершенными
тепловыми установками. Тепловой коэффициент полезного дей-
ствия длинных вращающихся печей, в которых обжигается ос-
новная масса цементного клинкера, не превышает 55%.

В борьбе за снижение бесполезных затрат тепла при обжиге
клинкера наиболее положительные результаты достигнуты
в области понижения температуры газов, отходящих из печей,
и в деле более полного использования тепла горячего клинкера
после его выпадения из печи. Первое достигнуто в основном за
счет удлинения корпуса печи и отчасти за счет усовершгнствова-
ния теплообменных устройств, встраиваемых в печь, а второе —
в результате создания новых, более совершенных в тепловом
отношении устройств для охлаждения клинкера.

Менее значительно снижение других потерь тепла вращаю-
щимися печами. Не уменьшились, например, потери тепла, уно-
симого из печей вместе с горячей сырьевой пылью, не снижены
потери тепла на лучеиспускание его корпусом в окружающую
среду. При обжиге клинкера тепло полезно расходуется на ис-
парение воды из сырьевой смеси, нагревание смеси до темпера-
туры спекания и на процесс спекания (клинкерообразование).

Если печь работает на шламе со средней влажностью 40%,
то из общего количества полезно используемого ею тепла:
приблизительно 60% расходуется на испарение влаги из сырье-
вой смеси. Таким образом, одним из основных путей снижения
расхода. топлива вращающимися печами является питание их
сырьевой смесью с минимально возможным содержанием в ней
влаги. В связи с этим в производство цемента были внедрены
наиболее экономичные по расходу топлива вращающиеся печи
с конвейерными кальцинаторами и печи с циклонными теплооб-
менниками.

В небольших пределах влажность шлама снижается за
счет введения в него разжижителей (сульфитно-спиртовой бар-
ды и др.). Более полное обезвоживание шлама достигается
в результате механического выделения из него части влаги, чтц
осуществляется, в основном, при помощи вакуум-фильтров.
Центрифугирование шлама пока не нашло практического, при-
менения из-за тесной связи воды с частичками известняка; и осо-
бенно глины.

Для фильтрации шлама применяют вакуум-фильтры бара-
банного и дискового типа, сущность работы которых одинакова-
Барабанный и дисковый фильтры отличаются один от другого»
лишь по конструкции. При одинаковых размерах с барабанны^-
ми дисковые вакуум-фильтры обладают большей производитель-
ностью. Путем фильтрации влажность шлама можно снизить Hai
15—20%. Процесс фильтрации шлама ускоряется, и производи-
тельность фильтра повышается, если шлам перед поступлением^
в фильтр подогревается до 50—60°.

Снижая расход тепла на обжиг клинкера и повышая произ-
водительность, вакуум-фильтры усложняют технологическую
схему и эксплуатацию оборудования, в связи с этим снижается
коэффициент использования печи. Велик при этом расход ткани
для фильтрации. Необходима разработка других химических:
или механических способов обезвоживания шлама, более проп-
етых, эффективных и дешевых по сравнению с вакуум-филь-
трацией.
Если принять в качестве основной характеристики печи
количество тепла, расходуемого на обжиг 1 кг клинкера, то
применяемые теперь в цементной промышленности печи можно
классифицировать следующим образом, начиная с наименее
экономичных:

1)	короткие вращающиеся печи (60—80 лг) с навешенными
цепями 1800—2100 ккал! кг;

2)	короткие вращающиеся печи (60—80 м) с навешенными
цепями и теплообменниками, расположенными перед цепной
зоной, 1700—1800 ккал! кг;

3)	длинные вращающиеся печи (100—150 м) с навешенными
цепями 1650—1800 ккал/кг;

4)	длинные вращающиеся печи (100—150 .м) с навешенными
цепями и теплообменниками, расположенными перед цепной
зоной, 1450—1600 ккал] кг;

5)	длинные вращающиеся печи (140—170 м) с навешенными
цепями и теплообменниками, расположенными перед цепной
зоной, 1350—1500 ккал/кг;

6)	короткие вращающиеся печи (60—100 м) с концентратора-
ми шлама 1300—1450 ккал! кг;

7)	короткие вращающиеся печи (40—60 л) с конвейерными
Кальцинаторами, питаемые гранулированной смесью при влаж-
ности 12—14% (без учета тепла на подсушку сырьевых мате-
риалов перед их размолом), 850—1100 ккал!кг;

8)	короткие вращающиеся печи (40—60 м) с циклонными
теплообменниками, питаемые сухой сырьевой мукой (без учета
тепла на подсушку сырьевой смеси перед ее размолом), 900—
1000 ккал!кг.

7.	КОЭФФИЦИЕНТ ИСПОЛЬЗОВАНИЯ ПО ВРЕМЕНИ
ВРАЩАЮЩИХСЯ ПЕЧЕЙ

Вращающиеся печи, установленные на отечественных це-
ментных заводах, работают в зависимости от их конструкции,
степени изношенности и соблюдения обслуживающим персона-
лом правил технической эксплуатации с коэффициентом исполь-
зования по времени 0,75—0,98.

Простои печей снижают их производственную мощность, при-
водят к нарушению установленного теплового режима. При
остановке печи повышается расход тепла за счет бесполезных
охлаждений и разогревов, при этом повышаются термические
напряжения в узлах корпуса, возможно разрушение заклепоч-
ных швов и обечаек из-за усталостных напряжений.

Если вращающаяся печь без запечных устройств эксплуати-
руется нормально, то ее коэффициент использования опреде-
ляется главным образом стойкостью футеровки. Корпус, банда-
жи, опорные ролики и другие детали печи при конструировании
выбираются с большим запасом прочности и могут работать без
механического ремонта в течение многих лет, тогда как стой-
кость ее футеровки не превышает 6—12 месяцев. Для мелких,
а также средних ремонтов не требуется специальных остановок
печей, так как они- могут быть выполнены, и на большинстве
цементных заводов действительно выполняются одновременно
с заменой изношенной футеровки новой. Что касается капиталь-
ных ремонтов, то при нормальном тепловом режиме печи,
правильном положении корпуса на опорах, хорошей смазке
и охлаждении подшипников опорных роликов и приводного
устройства он требуется не ранее чем через 7—10 лет.

Не все вращающиеся печи работают с высоким коэффици-
ентом использования по времени. Потеря корпусом печи своей
прямолинейности — одна из основных причин преждевременных
остановок ее на ремонт. Искривление корпуса независимо от
того, является ли оно временным или постоянным, сопровожда-
ется возникновением в части его поперечных сечений больших
дополнительных напряжений и перегрузкой одних опор печи за
счет недогрузки других.

При работе печи с искривленным корпусом вкладыши под-
шипников перегруженных опор изнашиваются очень быстро,
что, в свою очередь, создает условия для повышения степени
неравномерности распределения давления на опоры и для еще
более быстрого износа сильно нагруженных вкладышей. При
работе печи с искривленным корпусом возможно также образо-
вание трещин на корпусе из-за чрезмерного возрастания на-
пряжений в его поперечных сечениях, расположенных над опо-
рами, которые опущены ниже нормального уровня или припод-
няты выше его.

Межремонтный срок работы печи снижается, есл'и подшип-
ники ее опорных роликов плохо уплотнены, нерегулярно произ-
водится замена отработанного загрязненного масла, плохо орга-
низовано хранение масла, и оно загрязняется при хранении,
транспортировании и т. п.

Печи с запечными устройствами (конвейерными кальцина-
торами, концентраторами шлама, вакуум-фильтрами, установ-
ками для разбрызгивания шлама и другими приспособлениями),
представляющие по существу не одну, а две последовательно
расположенные машины, не могут отличаться, и действительно
не отличаются тем высоким коэффициентом использования,
с каким работают длинные вращающиеся печи без запечный
устройств. В зависимости от сложности запечных устройств
коэффициент использования оборудованных ими вращающихся
15*
печей на 5—15% ниже коэффициента использования обычных
длинных печей.

Повышение коэффициента использования печи в такой же
степени, как и ее производительности приводит к повышению
производственной мощности цементного завода. Поэтому он
должен учитываться при выборе типа печей для вновь строя-
щихся заводов и при оценке производственных качеств уже
работающих печей.

8.	МОЩНОСТЬ, НЕОБХОДИМАЯ ДЛЯ ВРАЩЕНИЯ ПЕЧИ

При вращении нормально работающей печи мощность ее
приводного электродвигателя расходуется главным образом на
полезную работу (подъем материала на определенную высоту),

Фиг. 96. Схема расположения
материала по сечению печи.

а также на преодоление вредных
сопротивлений (трение скольжения
между рабочими поверхностями
цапф опорных роликов и вклады-
шей подшипников, трение качения
бандажей по опорным роликам, тре-
ние в приводном механизме и тре-
ние концов корпуса печи о поверх-
ность деталей уплотнительных
устройств).

Мощность, необходимая для вра-
щения печи,

2V=—(A\-|-2V2) кет, (93)

Ti

где	—мощность, расходуемая на

подъем материала;

N2— мощность, потребная на преодоление сил трения в под-
шипниках опорных роликов и трения бандажей по опор-
ным роликам;

т] — коэффициент, учитывающий мощность, которая расхо-
дуется на преодоление сил трения в приводном
механизме и в уплотнительных устройствах.

Обжигаемый материал располагается несимметрично отно-
сительно вертикали, проходящей через центр печи, поэтому он
вызывает постоянно действующий и направленный в сторону,
противоположную вращению печи, момент, силы GM — веса ма-
териала (фиг. 96). Плечом а этой силы является расстояние от
центра тяжести материала до вертикали, проходящей через
центр сечения печи. Следовательно, мощность, необходимая для
подъема материала, равна
А, 1000 GMvB
кет,
102

ИЛИ

N _1000FML1ut

1--------------rvOffl.

102

4 ' ' Y

(94)

где FM—площадь сечения материала (кругового сегмента) в мг;

L — длина печи или ее части одинакового диаметра в м\
у— объемный вес материала в т]м3-,
и0—окружная скорость центра .тяжести площади сечения
материала в м]сек.

Чтобы по приведенному уравнению можно было определить
полезно расходуемую мощность, необходимо знать количество
находящегося в печи материала или его среднюю площадь се-
чения, объемный вес материала и угол естественного откоса его
при движении.

Так как по мере перемещения материала вдоль печи его фи-
зические свойства непрерывно изменяются, а у теплообменников
и порогов, если печь составлена из частей разного диаметра,
происходит скопление материала, определение средней площади
и скорости движения его сечения теоретическим путем связано
с очень большими трудностями. Предложенные для этой цели
уравнения слишком сложны и недостаточно точны [5 и 6]. По-
этому при излагаемом ниже выводе уравнения мощности, необ-
ходимой для подъема материала, принимаем на основе практи-
ческих данных:

а)	коэффициент заполнения печи материалом ks =0,09 при
ее уклоне к горизонту, равном 4,5%; #е=0,10 при уклоне 4%;
к, =0,11 при уклоне 3,5% и /г, =0,12 при уклоне 3%;

б)	средний объемный вес материала у =1,2 т/м3’,

в)	угол естественного откоса материала при движе-
нии = 42°.

Так как площадь сечения материала в печи по форме являет-
ся круговым сегментом, окружная скорость его центра тяже-
сти при вращении печи равна

Л п

v0=---

30

R%e sin® а

Л3 л Rce

sin'f м]сек.

2_

3

Подставив в уравнение (94) принятые значения для объем-
ного веса материала у, угла естественного откоса при движе-
нии ? и окружной скорости о0 и произведя сокращение число-
вых величин, получаем

A\ = 0,55nL/?3esin3a.	(95)
Неизвестная величина в приведенном уравнении угол а, рав-
ный половине центрального угла, опирающегося на хорду кру-
гового сегмента. Однако он легко находится из уравнения

которое выражает площадь кругового сегмента. Подставив в
уравнение вместо Fм принятую числовую величину, соответст-
вующую уклону печи, например, 4,5%. получим

п2

0,09 я Я2 =
св 2

откуда а =44°.

Определенные таким же путем углы равны: а =46° при на-
клоне печи 4,0%; а =48° при наклоне печи 3,5%; а =50% при
наклоне печи 3,0%.

Трение качения бандажей по роликам незначительно по
сравнению с трением скольжения цапф роликов о вкладыши
подшипников, поэтому нет необходимости вычислять его отдель-
но, а целесообразнее учитывать повышением коэффициента
трения скольжения. Тогда мощность, необходимая на опреде-
ление трения в подшипниках роликов и бандажей о ролики,
может быть найдена из уравнения

N кет	(96)

Сила трения и окружная скорость цапф соответственно
равны

Подставив в уравнение (96) значения силы трения Ртр и ок-
ружной скорости.цапфы иц и произведя сокращения, получим

N2= l,19frtiGn— кет.
DB

(97)

Подставим значения iVj и Мг в уравнение (93)

N = 1 (0,55L/?3 п sin3 а+1,19frGn \,
тД св	dp]

(98)

где / — коэффициент трения скольжения между вкладышами
подшипников и цапфами роликов;

гц— радиус цапф роликов в м;

п — число оборотов печи в минуту;

D6—диаметр бандажей в м;
Dp — диаметр опорных роликов в м;

G — общий вес вращающейся части печи в т;

Rce—радиус в свету в м.

По этому уравнению определяется общая мощность, потреб-
ная для вращения печи одинакового диаметра по всей длине.
Если печь состоит из зон разного диаметра, то потребная мощ-
ность вычисляется для каждой зоны отдельно и затем сум-
мируется.

Для подшипников опорных роликов с картерной системой
смазки с бронзовыми вкладышами и непрерывной подачей мас-
ла на цапфы рекомендуется коэффициент трения выбирать
равным 0,02—0,04 17]. С учетом трения качения бандажей
по роликам эти значения необходимо увеличить до
0,03—0,06.

Расход мощности на преодоление сил трения в приводном
механизме и в уплотнительных устройствах учитывается коэф-
фициентом полезного действия установки. Величина его зави-
сит от конструкции приводного механизма, правильности его
монтажа и эксплуатации и в среднем равна 0,9 — для механиз-
ма закрытого типа, 0,85 — для смешанного и 0,8 — для откры-
того.

При определении необходимой мощности для вращения печи
в уравнение (98) вводят нормальное число оборотов. Но при
эксплуатации печь часто вращается с повышенным числом обо-
ротов, что требует и повышенной мощности. В момент пуска
печи также необходима мощность выше нормальной на преодо-
ление силы инерции вращающейся части печи. Учитывая это,
мощность электродвигателя печи выбирают на 20—25% выше
той мощности, которая находится расчетным путем по уравне-
нию (98).

Наблюдения за работой вращающихся печей показывают, что
мощность, потребляемая ими, с увеличением сроков их эксплуа-
тации значительно возрастает. Если производительность печи
постоянна, то мощность может возрасти вследствие: а) плохого
ухода за подшипниками опорных роликов, что вызывает повы-
шение коэффициента трения между вкладышами подшипников
и цапфами роликов; б) перекашивания опорных роликов отно-
сительно оси печи; в) искривления корпуса печи из-за непра-
вильной установки опорных роликов по высоте, неравномерного
износа вкладышей подшипников, неправильного соединения от-
дельных звеньев корпуса между собой и неравномерного нагре-
ва корпуса при эксплуатации; г) плохого ухода за приводным
механизмом; д) трения в контрольных роликах при неустойчи-
вом положении корпуса на опорных роликах, когда он во время
вращения одновременно перемещается вверх или вниз, произ-
водя при этом давление то на верхний, то «а нижний контроль-
ный ролик.

Вращающаяся печь не является энергоемкой установкой,
поэтому на повышенный расход мощности ее приводным меха-
низмом в большинстве случаев не обращается должного вни-
мания. Контроль же за расходуемой на вращение печи мощ-
ностью помогает вести наблюдение за исправностью ее корпуса,
работой опорных роликов, их подшипников и других узлов
и деталей. Положение роликов опоры ниже или выше нормаль-
ного уровня приводит, например, к постоянному возрастанию
нагрузки на приводной электродвигатель, что отмечается ампер-
метром; искривление корпуса из-за неправильного соединения
его звеньев вызывает периодическую перегрузку, которая отме-
чается колебаниями стрелки амперметра, следующими одно за
другим через каждый оборот печи, и т. д.

9. ХОЛОДИЛЬНИКИ ВРАЩАЮЩИХСЯ ПЕЧЕЙ

Обожженый клинкер, перемещаясь от зоны спекания до раз-
грузочных отверстий печи, частично охлаждается, но при вы-
падении из нее все же имеет высокую температуру, приблизи-
тельно 900—1000°. При такой температуре клинкер очень труд-
но транспортировать и еще труднее размалывать. Поэтому
появляется необходимость производить охлаждение ’ клинкера
перед поступлением его на склад. Клинкер охлаждают также
потому, что, используя уносимое им тепло, снижают расход топ-
лива на обжиг. От клинкера, выпадающего из печи, имеется
возможность получить

QK=Ur—^2) к ккал]кг,	(99)

где — температура клинкера при выпадении из печи;

t2—температура клинкера, выходящего из холодильника;

Ск—теплоемкость клинкера; в интервале температур 100—
—1000° она равна в среднем 0,246 ккал]кг град [8].

Приняв, например, что температура клинкера при выпаде-
нии из печи и холодильника составляет соответственно 1000
и 100° и печь работает с расходом тепла 1600 ккал]кг клинкера,
находим, что от 1 кг клинкера отбирается

QK=(1000 — 100) 0,246 221 ккал

221-ЮО
или	1000	14%

общего количества тепла, расходуемого печью на обжиг 1 кг
клинкера.

От холодильников вращающихся печей требуется, чтобы они
были просты по конструкции, малы по размерам, надежны в ра-
боте при больших тепловых напряжениях и обладали высоким
тепловым коэффициентом полезного действия.

По назначению все холодильники, используемые на цемент-
ных заводах, являются рекуператорами, а проходящий через
них воздух, который затем подается в печь, .играет роль утили-
затора тепла.

Для охлаждения клинкера применяются открытые барабан-
ные холодильники, устанавливаемые отдельно от печи, барабан-

Фиг. 97. Общий вид барабанного холодильника,
установленного отдельно от печи.

ные холодильники, прикрепляемые одним концом к разгрузоч-
ной части печи и вращающиеся вместе с ней, и холодильники
колосникового типа. В холодильниках первых двух типов воз-
дух, отбирающий тепло от клинкера, засасывается в них в ре-
зультате разрежения, которое создается в печи, а в колоснико-
вые холодильники он нагнетается одним или несколькими вен-
тиляторами.

Все печи старых конструкций длиной до 70—80 м оборудованы
открытыми барабанными холодильниками (фиг. 97). В боль-
шинстве случаев холодильники этого типа располагаются под
разгрузочным концом печи и наклоняются к горизонту проти-
воположно наклону печи. Иногда барабанные холодильники
располагают за загрузочным концом печи с наклоном их к гори-
зонту в сторону наклона печи.

По форме, конструкции большинства деталей, по располо-
жению на опарах и способу приведения в движение открытые
барабанные холодильники подобны вращающимся печам
и отличаются от них лишь назначением, меньшими размерами,
повышенным числом оборотов, большим уклоном к горизонту
и видом футеровки, которая укладывается только в загрузоч-
ной части барабана приблизительно на ’/з—’/г его длины. В ка-
честве футеровки применяют главным образом чугунные пли-
ты, а также шамотный кирпич. Плиты отливают с выступом по
периферии с той стороны, которой плита примыкает к корпусу
барабана. Воздушный зазор между плитами такой формы и кор-
пусом барабана предохраняет последний от чрезмерного
нагрева.

Чтобы увеличить поверхность соприкосновения горячего
клинкера с засасываемым в барабан холодным воздухом и уси-
лить тем самым теплообмен между ними, клинкер, переме-
щающийся к разгрузочному концу барабана, непрерывно под-
нимается на некоторую высоту, падая с которой рассеивается
по сечению барабана. Подъем клинкера производится пол-
ками швеллеров длиной 1,5—3 м, приваренных к внутренней
стороне барабана по длине его нефутерованной части. Швел-
леры располагаются в шахматном порядке вдоль образующих
барабана.

В зависимости от состояния уплотнительного устройства за-
грузочного конца, герметичности горячей камеры и состояния
швеллеров, барабанные холодильники, установленные отдельно
от печи, охлаждают поступающий в них клинкер до 300—100°.
Температура клинкера, выходящего из этих холодильников,
была бы значительно ниже, если бы при их эксплуатации сле-
дили за исправностью устройств, которые уплотняют кольцевой
зазор между загрузочным концом барабана и кирпичной клад-
кой горячей камеры печи. Часто холодильники работают вооб-
ще без какого-либо уплотнения. Из-за большого количества на-
ружного воздуха, засасываемого в печь, помимо холодильника,
через неуплотненный зазор, а также через щели в стенах каме°-
рьц эффективность действия барабанных холодильников зна-
чительно снижается.

Для печей малой производительности, не превышающей
12—15 т]час, открытые барабанные холодильники, простые по
конструкции и требующие самого минимального ухода при
эксплуатации,— наиболее подходящие устройства для охлаж-
дения клинкера.

Длина холодильника выбирается равной примерно 30% дли-
ны печи, а его диаметр составляет в среднем 70—100% ее диа-
метра. Холодильники этого типа работают с 3—8 об/мин., а их
уклон к горизонту выбирается равным 3—5°. С возрастанием
производительности печи длина и диаметр барабанного холо^
дильника увеличиваются настолько, что его установка под
печью или за ее разгрузочным концом сопровождается больши-
ми дополнительными расходами на возведение высоких фунда-
ментов печи и большого здания для печей.

Стремление увеличить производительность барабанных холо-
дильников и уменьшить их габаритные размеры привело к со-
зданию групповых барабанных холодильников.
Такие холодильники располагаются вокруг разгрузочного конца
печи, одним концом крепятся к ней и вращаются вместе с нею.
Холодильниками этого вида, условно называемыми на заводах
рекуператорными холодильниками, оборудована большая часть
вращающихся печей отечественных цементных заводов.

Групповые барабанные холодильники работают по тому же
принципу, что и барабанные холодильники, установленные от-

Фиг. 98. Схема рекуператорного холодильника вращающейся печи
3,6/3,3/3,6x150 м.

дельно от печи. Разница лишь в том, что при их работе весь за-
сасываемый в печь воздух участвует в охлаждении клинкера.
Между барабанами и корпусом печи здесь осуществлена пол-
ная герметизация, а при работе барабанного холодильника,
установленного отдельно от печи, клинкер омывается только
частью воздуха.

Из рекуператорных холодильников на отечественных цемент-
ных заводах распространены холодильники конструкции завода
им. Тельмана (ГДР), барабаны которых имеют размеры
1,3X6 м. Такими холодильниками оборудованы вращающиеся
печи 3,6/3,3/3,6X150 я, в большинстве случаев ими же обору-
дованы печи, реконструированные в последние годы. Холодиль-
ник состоит из десяти барабанов (фиг. 98), расположенных во-
круг горячего конца корпуса печи, параллельно ему и на одина-
ковом расстоянии от центра его сечения (на фиг. 98 условно
показан только один барабан, причем в верхнем положении). По
длине загрузочной части барабаны футерованы жаростойкими
чугунными плитами; в остальной части на их внутренних поверх-
ностях укреплены перемешивающие лопасти, расположенные в
шахматном порядке.

В опорном листе 1, жестко скрепленном с корпусом печи,
сделаны полукруглые вырезы. Радиус этих вырезов равен на-
ружному радиусу сечения барабанов. В вырезы уложены бара-
баны. При помощи наружных накладных стальных поясов
и болтов каждый из барабанов жестко связан с опорным ли-
стом. Опорные листы связывают не только барабаны с корпу-
сом печи, но и все барабаны между собой. К корпусу барабаны
прикреплены также при помощи своих загрузочных патруб-
ков 4. Чтобы придать общей системе барабанов еще большую
жесткость, барабаны соединяются между собой при помощи

Фиг. 99. Схема загрузочной части рекуператорного холодильника печи
3,6/3,3/3,6x150 м.

дополнительного плоского стального кольца 2, наложенного
на торцы разгрузочных концов барабанов. Против центральной
части каждого барабана в кольце вырезаны отверстия, через
которые из помещения цеха затягивается холодный воздух во
внутренние полости барабанов.

Горячий клинкер, выпавший из печи, движется вдоль бара-
банов и, охладившись, выпадает из них через разгрузочные от-
верстия 3. Чтобы на транспортеры не могли попасть крупные
куски клинкера (свары), в разгрузочные отверстия вставлены
решетки. Задержанные решетками куски удаляются из бараба-
нов через их торцовые отверстия вручную.

Клинкер из печи поступает в барабаны холодильника через
загрузочные патрубки 8 (фиг. 99) и загрузочные карманы 7.
Патрубок свободно введен во внутреннюю полость, образован-
ную фланцами 2 и 4, при помощи которых барабан соединяется
с корпусом печи. Клинья 3 устраняют возможность выпадения
патрубка из его гнезда. Деформируясь при нагреве и охлажде-
нии, подвешенный таким образом патрубок не испытывает вну-
тренних напряжений в своих сечениях.

Загрузочный карман своим нижним концом входит в выточ-
ку, имеющуюся в торце фланца 4, и свободно опирается на фла-

А-А

Фиг. 100. Схема загрузочной части рекуператорного холодильник^ конструкции
Цембюро Гипроцемента.

нец, а верхним примыкает к кромке выреза в днище барабана.
При помощи клиньев 5, пропущенных под накладки 6, карман
прижимается к днищу. Таким образом, соединяясь не вполне
жестко с барабаном, карман, деформируясь при изменениях
температуры, подвергается небольшим внутренним напряже-
ниям. Торцовая часть загрузочного патрубка, входящая в прямо-
угольное разгрузочное отверстие корпуса печи, защищена от
истирания клинкером плитами 1. Плиты и патрубок отлиты из
жаростойкого чугуна.

Вращаясь, барабаны холодильника перемещаются из ниж-
него положения в верхнее. При нижнем положении барабана
детали его загрузочного устройства, соприкасаясь с горячим
клинкером, быстро и неравномерно нагреваются, а при подъеме
они, омываясь снаружи холодным воздухом, охлаждаются.
Из-за повторяющихся температурных изменений детали сильно
деформируются, мх соединения ослабевают, зазоры между ними
увеличиваются. При этом детали нередко лопаются, образуются
щели, через которые выпадает мелкий клинкер, засоряя пло-
щадку под горячим концом печи и ухудшая условия для эксплу-
атации печи. Загрузочное устройство барабанов рекуператорно-
го холодильника является наименее совершенной его частью.

Из других конструкций загрузочных устройств рекуператор-
ных холодильников наиболее совершенным является загрузоч-
ное устройство конструкции Цембюро Гипроцемента. При уста-
новке холодильников к разгрузочным отверстиям корпуса печи
(фиг. 100) привариваются фланцы 1. Таким образом усилива-
ется жесткость подрекуператорной обечайки печи, сильно ослаб-
ленной вырезом в ней разгрузочных отверстий. Загрузочные
патрубки барабанов холодильника вставляются внутрь флан-
цев и подвешиваются в них при помощи шпилек 7, а загрузоч-
ные карманы свободно вводятся в барабаны через отверстия,
имеющиеся в их наклонно расположенных днищах. Барабаны
соединены с корпусом печи при помощи двух опорных листов.
Загрузочные консольные концы барабанов не имеют какой-либо
нагрузки и не соприкасаются с корпусом печи. При таком спо-
собе присоединения барабанов .и их загрузочных устройств
к корпусу печи все детали загрузочных устройств свободно де-
формируют без возникновения в них внутренних напряжений.

Чтобы клинкер не мог просыпаться через зазоры между
кромками днищ барабанов и стенками карманов, здесь уста-
новлены уплотнения. Основным элементом уплотнения является
стальной канат 5, зажатый между днищем 6 и плоским коль-
цом 3, которое прижимается к днищу винтами 4. После сборки
уплотнения вокруг кармана укладывается проволока диаметром
8—10 мм и приваривается к плоскому кольцу и стенке кармана.

Чугунные башмаки 8, установленные по два между загру-
зочными патрубками, предохраняют верхние торцы патрубков
от истирания горячим клинкером. Для этой же цели установле-
но чугунное кольцо 2, составленное из отдельных элементов.
Башмаки и звенья кольца прикрепляются к корпусу при помо-
щи болтов.

Рекуператорные холодильники с загрузочными устройствами
конструкции Цембюро Гипроцемента, установленные на вра-
щающихся печах, работают более удовлетворительно, чем холо-
дильники печей 3,6/3,3/3,6X150 м.

Клинкер, охлаждаемый в рекуператорных холодильниках,
равномерно распределяется по большой суммарной площади
сечения его барабанов и соприкасается с большим объемом
воздуха, который через барабаны засасывается в печь. Поэтому,
несмотря на короткий путь своего перемещения вдоль бараба-
нов, клинкер здесь охлаждается до более низкой температуры,
чем в открытых барабанных холодильниках. По сравнению
с ними рекуператорные холодильники имеют более высокую про-
изводительность, достигающую 25 т/час. У холодильников этого
типа нет отдельных приводных устройств, вентиляторов для
подачи в них холодного воздуха и каких-либо других вспомога-
тельных приспособлений, усложняющих конструкцию и затруд-
няющих эксплуатацию. Однако несовершенство загрузочной
части барабанов, снижающее .их коэффициент использования,
концентрация тепла у головки печи, ухудшающая условия рабо-
ты машиниста печи, громоздкость переднего конца печи, охва-
ченного барабанами, и перегрузка его весом барабанов зна-
чительно снижают отмеченные положительные качества рекупе-
раторных холодильников.

Чтобы показать насколько велики изгибающие моменты
в сечениях подрекуператорной обечайки, определим их для печи
3,6/3,3/3,6X150 м, если вес барабанов холодильника G(=29 т,
вес их футеровки Сг=20 т, вес загрузочных устройств бз=20 т
и вес 1 пог. м корпуса печи и его футеровки q=9 т.

Давление на корпус печи от веса барабанов G( в сечениях
А— А и Б—Б (см. фиг. 98):

29-3,12	29 -0,5	.

Q,=—------—=25 т; Q' =-------—~4

А 3,62	Б 3,62

т.

Давление на корпус печи от веса футеровки G2 в сечениях
А—А и Б—Б:

20-1,27 _	20-2,35

<Х =----’—=7 т; О" =-------— = 13 т.

А 3,62	Б 3,62

Общее давление на корпус печи в сечении А—А

<?л = (?;+(?д=25+7=32 т.

Общее давление на корпус печи в сечении Б—Б, включая
вес загрузочных устройств <7з,

QB=QB+QB-|-G3 = 4+13+20=37 т.
Изгибающий момент в сечении В—В, проходящем через
первую опору печи,

MBB=QA (3,5+0,12+2,05)+С?5 • 2,05 +
+7(+L+03|+2 W =398 тм-

изгибающий момент в сечении Б—Б, проходящем через
«отверстия в корпусе для разгрузки клинкера,

Л1д£=(Сл+^)-(3’5+0’12) + ?(3,5+2°’12)2=175 тм.

Изгибающий момент Мвв велик по своей абсолютной ве-
личине, примерно в два раза превышающей среднюю вели-
чину изгибающего момента промежуточной опоры, а величи-
на М ББ является относительно большой, потому что этот мо-
мент действует в сечении, которое ослаблено отверстиями
и в котором из-за наличия этих отверстий концентрируются
внутренние напряжения.

С внедрением в производство цемента мощных вращаю-
щихся печей выявилась необходимость в создании холодиль-
ников другого типа, более производительных и работающих
«с меньшими тепловыми потерями, чем рекуператорные. Такими
холодильниками являются теперь колосниковые холодильники.

Основой колосникового холодильника служит его
решетка, заключенная в корпус. Решетка несет на себе слой
клинкера, через который непрерывно продувается холодный воз-
дух. Нагретый воздух поступает затем в печь. Если количество
нагретого воздуха превышает потребность печи, часть его вы-
брасывается в атмосферу. Охлаждение клинкера на решетке
совершается быстро, с резким перепадом его температуры, бла-
годаря этому снижается сопротивляемость клинкера размолу
в мельницах. Клинкер из колосниковых холодильников выпа-
дает с температурой 30—80°.

На зарубежных цементных заводах широко распространены
колосниковые холодильники следующих видов: а) холодильники
с неподвижной наклонно расположенной решеткой и с подвиж-
ными переталкивающими клинкер колосниками; б) холодиль-
ники с неподвижной горизонтально расположенной решеткой
и с подвижными переталкивающими клинкер колосниками
и в) холодильники с движущимися колосниковыми решетками.

Колосниковые холодильники вводятся в эксплуатацию и на
отечественных цементных заводах. Ими будут оборудованы, как
уже отмечалось, все вновь изготовляемые мощные вращающие-
ся печи. Конструкции отечественных холодильников разработа-
ны УЗТМ и научно-исследовательским институтом НИИЦЕМ-
МАШ. Предположено выпускать холодильники «Волга-35»
и «Волга-50». Первый запроектирован производительностью
35 т!час, а второй 50 т/час.

Некоторые из работающих вращающихся печей отечествен-
ных цементных заводов оборудованы холодильниками «Фолакс»
фирмы «Смидт». В замкнутом корпусе холодильника, имеющем

Фиг. 101. Схема установки колосникового холодильника Фолакс.

прямоугольное сечение (фиг. 101), помещена горизонтально рас-
положенная, составленная по длине из двух частей колоснико-
вая решетка. Глухой перегородкой 18 внутренняя полость кор-
пуса под решеткой разделена на две камеры. Каждая из этих
камер, в свою очередь, разделена перегородками 17 и 20. Воз-
дух, нагнетаемый основным вентилятором 14, поступает под
решетку через воздухопроводы 13 и 19. Шиберами 15 и 16 про-
изводится регулирование поступления воздуха в правую и ле-
вую камеру. Кроме основного, в установке имеется еще вспо-
могательный вентилятор 12 для нагнетания воздуха непосред-
ственно в верхнюю полость корпуса над загрузочным концом
решетки. Воздух нагнетается сюда через воздухопровод 11
и сопла 10.

Охлажденные мелкие куски клинкера проваливаются через
отверстия разгрузочных решеток 7 и 8, расположенных одна над

16 А. И. Боганов
другой, и попадают на транспортеры. Более крупные куски, за-
держанные решеткой 8, сползают в молотковую дробилку, а
куски-свары, не прошедшие через решетку 7, периодически уда-
ляются с нее вручную через специальное отверстие в передней
стенке корпуса.

Часть нагретого воздуха из холодильника поступает в печ!?
в качестве вторичного воздуха, необходимого для сжигания топ-
лива. Лишний теплый воздух через отверстие в стенке корпу-
са 9 и трубу 6 удаляется наружу. Перед выбросом наружу эта
часть воздуха пропускается через циклонный пылеотделитель 3.
При помощи шиберов 5 и 4 регулируют количество воздуха, вы-
брасываемого наружу. Пользуясь этими шиберами, можно так-
же направлять воздух наружу, минуя пылеотделитель. По тру-
бопроводам 2 и 1 на транспортеры направляется также клин-
керная пыль, уловленная в пылеотделителе и осажденная в тру-
бе 6. Мелкие куски клинкера, проваливающиеся через щели
колосников решетки и собирающиеся в нижней части корпуса,
непрерывно удаляются при помощи двух параллельно располо-
женных транспортеров 21.

Выпадающий из печи горячий клинкер, не достигнув еще ко-
лосниковой решетки, подвергается действию струи холодного
воздуха, нагнетаемого через воздухопровод 11. Это первичное
(«острое») охлаждение клинкера играет очень большую роль
в работе холодильника, так как, резко снижая температуру па-
дающего клинкера, оно предохраняет колосники решетки от пе-
регрева и облегчает дальнейший отбор тепла от клинкера при
перемещении его вдоль решетки. Совершая возвратно-поступа-
тельное движение, колосники решетки переталкивают находя-
щийся на ней клинкер к разгрузочному концу. Обдуваемый при
этом холодным воздухом, клинкер постепенно отдает ему свое
тепло. Охлаждению клинкера способствует также его пересы-
пание с первой части решетки на вторую, расположенную не-
сколько ниже первой. При дальнейшем перемещении клинкер
попадает в разгрузочную течку и по ней сползает на транспор-
теры.

Колосниковая решетка холодильника составлена из плит 2
и колосников 1 и 3 (фиг. 102). Плиты и колосники 1 опираются
на систему неподвижных балок, а колосники 3 через стальные
башмаки 5 коробчатого сечения жестко соединены с балками 6,
которые совершают возвратно-поступательное движение. Ко-
лосники 3 установлены на 3—5 мм выше плит, поэтому плиты не
препятствуют их движению.

На фиг. 103 приведены продольный и поперечные разрезы
холодильника, внутренняя поверхность которого над решеткой
футерована огнеупорным кирпичом. Основные части холодиль-
ника: сопла 12 для вдувания во внутреннюю полость корпуса
«острого» воздуха; решетка 11 для устранения попадания в соп-
ла и воздухопровод 13 частиц клинкера; приспособление 14 для
периодической очистки воздухопровода 13 от попавших в него

частиц клинкера (приспособление приводится в действие вруч-
ную) ; неподвижные колосники 9 решетки; подвижные колос-
ники 8 решетки; неподвижные балки 22, на которые опираются
колосники 9; стальные башмаки 7, через которые подвижные
колосники жестко связаны с подвижными балками 6; подвиж-
ные балки левой и правой частей решетки, объединенные в две
системы, соединенные между собой двумя стальными тягами 10;
ролики 2, шарнирно закрепленные на верхних концах привод-
ных рычагов и расположенные между концами балок, объеди-
ненных в подвижные системы; ролики 5, на которые опирается
подвижная система балок.

Подвижная система балок получает возвратно-поступатель-
ное движение от кривошипно-шатунных механизмов 21 и дву-
плечих рычагов 3, свободно насаженных на оси 4. Качаясь
около оси, верхний конец рычага роликом сдвигает концы ба-
лок, между которыми он зажат, приблизительно на 50 мм впра-
во и влево от среднего положения. Увеличивая или уменьшая
число оборотов приводного электродвигателя, регулируют ско-
Фиг. 103. Продольный и поперечные разрезы холодильника Фолакс.
рость движения балок и посаженных на них подвижных колос-
ников решетки. При износе торцов балок, а также зажатого
между ними ролика возвратно-поступательное движение балок
сопровождается ударами. Чтобы избежать возникновения уда-
ров, зазоры между концами балок и роликом при его среднем
положении не должны превышать 0,5 мм. Величина зазоров ре-
гулируется стягиванием концов тяг 10, когда ролик приводного
рычага и накладки на торцах балок, между которыми располо-
жен ролик, еще мало изношены, и заменой ролика и накладок
новыми, если их износ велик.

Через течку 1 происходит выпадение охлажденного клин-
кера из внутренней полости корпуса. Чтобы при этом в корпус
не засасывался наружный воздух или не выбивался из него го-
рячий, течки оборудованы двухклапанным шлюзовым затвором:
когда один его клапан открыт для прохода клинкера, другой
закрыт и не пропускает наружный воздух внутрь корпуса холо-
дильника. Клапаны открываются принудительно при помощи
кулачка 17. Вращаясь, кулачок отжимает поочередно концы ры-
чагов 16 и 19 и открывает соответственно нижний или верхний
клапан. Во вращательное движение кулачок 'приводится через
цепные передачи 15 и 18. Находясь в постоянном натяжении,
пружины 20 закрывают клапаны и прижимают их к седлам,
когда нажатие кулачка на рычаг клапана прекращается.

При нормальных условиях работы холодильника клинкер
охлаждается в нем до 40—70°. Хорошей работе холодильника
способствует снижение остановок печи до минимума (для подо-
грева материала и по другим причинам), сохранение печью при-
мерно постоянной производительности и сохранение постоянным
местоположения факела горения топлива в печи по ее длине.

Толщина слоя клинкера на решетке поддерживается равной
250—300 мм, а давление воздуха под обеими частями решетки
устанавливается равным 175—250 мм вод. ст. по длине их за-
грузочных частей и 150—200 мм по длине разгрузочных концов.
Изменение толщины слоя клинкера достигается повышением
или снижением скорости движения подвижных колосников, а
регулирование давления воздуха под решеткой изменением
положения шиберов в нагнетательных трубопроводах и перего-
родках, разделяющих внутреннюю полость корпуса на части.

При работе холодильника изнашиваются пластины решетки,
ее подвижные и неподвижные колосники, цепи транспортеров,
их звездочки, элементы кривошипно-шатунного механизма,
сменные торцовые части подвижных балок, между которыми за-
жаты ролики приводных рычагов, решетки и клапаны разгрузоч-
ного устройства, опорные ролики подвижных систем балок и
другие детали. Повышение сроков работы этих деталей и, еле-
довательно, коэффициента использования холодильника дости-
гается правильным выбором материала для их изготовления и,
главным образом, соблюдением правил эксплуатации.

10. ПИТАТЕЛЬНЫЕ УСТРОЙСТВА ПЕЧЕЙ

Устойчивость режима и производительность вращающихся
печей во многом зависят от равномерности питания их шламом.
Печи оборудуются специальными устройствами — шламовы-
ми питателями, которые обеспечивают равномерную подачу
шлама в необходимых количествах. При установившемся ре-
жиме работы печи количество подаваемого шлама обычно не
изменяется. Однако иногда по технологическим причинам тре-

Фиг. 104. Схема ковшового питателя с одним рабочим колесом

буется изменить количество подаваемого шлама или полностью
прекратить его подачу. Таким образом, конструкции шламовых
питателей должны предусматривать возможность регулирова-
ния количества подаваемого шлама. Большая часть вращаю-
щихся печей оборудуется для подачи шлама ковшовыми или
электромагнитными питателями.

Шламовый питатель с одним рабочим колесом. Такими пита-
телями на отечественных цементных заводах оборудованы вра-
щающиеся печи длиной 127 м. Питатель состоит из прямоуголь-
ного сварного бака 9 (фиг. 104) и медленно вращающегося
рабочего колеса 8, собранного из четырех ковшей. Рабочее
колесо жестко насажено на горизонтально расположенный вал,
приводимый в движение от электродвигателя постоянного тока
через плоскоременную передачу.

Глухой перегородкой 7 внутренняя полость бака разделена
на две части: загрузочную, в которой ковши колеса наполняются
шламом, и расходную, из которой шлам через течку 10 направ-
ляется в печь. Трубопровод 12 служит для ввода шлама в пита-
тель, а трубопровод 2 предназначен для обратного стока в бас-
сейн излишне поданного в питатель шлама.

На верхний конец сточного трубопровода свободно посажен
отрезок трубы 3, который при помощи тяги 4 и штурвала 5 мо-
жет подниматься и опускаться вдоль конца трубопровода. Та-
ким путем регулируется уровень шлама в баке питателя, сте-
пень наполнения ковшей шламом и, следовательно, производи-
тельность питателя. Его производительность регулируется
также изменением числа оборотов приводного электродвигателя.
У большинства вращающихся печей приводные электродвига-
тели шламовых питателей синхронизированы с печами.

Чтобы при вспучивании шлама, нагнетаемого в бак, не вспу-
чивался шлам, расположенный над ковшами, в баке установ-
лены не доходящие до дна перегородки 1 и 11. При вращении
рабочего колеса ковши захватывают шлам и через патрубок 6
переливают его в расходную часть бака.

Возможная производительность ковшового питателя равна

Q=601 Vn м3]час,	(100)

где V — рабочий объем ковша при наивысшем уровне шлама
в баке в м3;

п — число оборотов питателя в минуту;

i — число ковшей питателя.

Для четырехковшового питателя Q = 240Vn.

Мощность приводного электродвигателя питателя опреде-
ляется из уравнения

N = квт>	(Ю1>

102.3,6^]	' г

где Q — возможная производительность питателя в м3]час;

Н — высота подъема шлама (расстояние, измеренное по вер-
тикали от среднего уровня шлама в баке до кромки
ковша, через который он опоражнивается) в м;

•у —объемный вес шлама в м3 (в среднем равен 1,6 т]м3уг
г; — механический коэффициент полезного действия установ-
ки, учитывающий трение в приводном механизме и в под-
шипниках вала рабочего колеса (0,5—0,75);

к3—коэффициент запаса мощности; его следует выбирать
равным 2—3, поскольку возможно загустевание шлама
в баке.

Шламовые питатели с одним рабочим колесом просты по
конструкции, надежно работают, но имеют недостаточную про-
изводительность.
Шламовые питатели с двумя рабочими колесами являются
.принадлежностью вращающихся печей 3,6/3,3/3,6X150 м, рабо-
тающих на отечественных цементных заводах. Рабочей частью
питателя служат два колеса, насаженные на горизонтально
расположенный вал (фиг. 105), который приводится в движение
через редуктор и пару открытых зубчатых передач от электро-
двигателя постоянного тока-. Рабочие колеса, состоящие каждое
из трех ковшей, на валу повернуты на 60° одно относительно
другого. Ковши и бак сварены из тонкого стального листа.

Ковшам придана удобная для зачерпывания шлама спира-
леобразная форма. Степень заполнения ковшей шламом огра-
ничена путем вырезки в их боковых стенках отверстий 1. При
вращении рабочих колес ковши зачерпывают шлам и через пат-
рубки такой же конструкции, какую имеют патрубки одноковшо-
вых питателей, переливают его в расходную течку 10.

Подача шлама в питатель производится через трубопро-
вод 3, а слив излишне поданного шлама обратно в бассейн про-
исходит через трубопровод 7. Поданный в питатель шлам по-
падает вначале в распределительный канал 4, откуда он стекает
в расходную часть бака через отверстия 6. При помощи плоских
задвижек 5, опускание и подъем которых производится рукоя-
тями 2, осуществляется регулирование количества поступаю-
щего в питатель шлама. При помощи таких же по форме задви-
жек 8 регулируется высота уровня шлама в баке. Перегородка 9
устраняет возможность вспучивания шлама при его поступле-
нии в бак в той части бака, где ковши заполняются шламом.

Производительность питателя регулируется (изменением сте-
пени наполнения ковшей и числа оборотов рабочих колес. Воз-
можная производительность шестиковшового питателя

Q=360Vn м3]час.	(102)

Мощность приводного двигателя питателя определяется по
уравнению (101).

Шламовый питатель с электромагнитным управлением кон-
струкции завода им. Тельмана (ГДР). На отечественных цемент-
ных заводах такие, питатели устанавливаются над концентрато-
рами шлама. Кроме клапанов, у питателей этого типа нет ни
одной движущейся детали, что способствует длительной работе
их без ремонта.

Питатель состоит из четырех бачков (фиг. 106): приточно-
го 6, куда непрерывно нагнетается шлам из шламового бассейна,
двух контрольных 3 и 4 и сливного 9. В выпускных отверстиях
приточного бачка установлены конусные клапаны 2 и 5, откры-
вающиеся вверх. Клапаны 8 и 13, также конусной формы, поме-
щены под расходными отверстиями контрольных бачков. При
105. Схема ковшового питателя с двумя рабочими колесами.
нерабочем состоянии клапаны 8 и 13 опущены вниз, поэтому
расходные отверстия контрольных бачков открыты. Подъем
всех клапанов и, следовательно, открытие отверстий в приточ-
ном бачке и закрытие их в контрольных бачках производится
при помощи электромагнитных тормозных устройств. Управле-
ние тормозными устройствами осуществляется импульсным
датчиком, включаемым в действие работающей машиной, для

Фиг. 106. Схема питателя с электромагнитным управлением.

которой установлен питатель (корпусом печи или барабаном
концентратора).

При подаче первого импульса включаются в действие тор-
мозные устройства клапанов 5 и 8. Вследствие этого открывает-
ся клапан 5 и закрывается клапан 8. Таким образом, через
кольцевое отверстие в левой половине приточного бачка начи-
нается заполнение шламом контрольного бачка 4. Достигнув
требуемого уровня, шлам производит давление на уровнемер 7
и выключает электромагнитный тормоз клапана 5, поэтому кла-
пан закрывается, и подача шлама в бачок 4 прекращается. При
втором импульсе в действие включаются магнитные тормоза
клапанов 2, 8 и 13. В результате этого начинается опорожнение
контрольного бачка 4 и заполнение шламом бачка 3. При повы-
шении уровня до установленной высоты уровнемер 1 включает
магнитный тормоз клапана 2, поэтому клапан опускается, и по-
ступление шлама в бачок 3 прекращается. Далее процесс пооче-
редного наполнения и опорожнения бачков шламом повторяется
в той же последовательности.

За время между окончанием наполнения контрольного бач-
ка шламом и началом его опорожнения происходит стекание
по трубопроводу 14 излишне поступившего в бачок шлама об-
ратно в шламовый бассейн. За это же время поданный в бачок
шлам успокаивается.

Из сливного бачка ,в машину шлам поступает через трубо-
провод 11 и нижнее центрально расположенное отверстие 10..
В это отверстие вставлен поплавок 12. Нижнему концу поплавка
придана конусная форма. Поплавок выравнивает подачу шла-
ма в машину. Приподнимаясь и опускаясь при изменении уров-
ня шлама в бачке, он изменяет ширину кольцевой щели расход-
ного отверстия и, следовательно, количество шлама, которое
попадает в машину через это отверстие. Одновременно попла-
вок регулирует и то количество шлама, которое стекает в ма-
шину через трубопровод 11. При помощи трубопровода 15 под-
держивается постоянный уровень шлама в приточном бачке 6.
Излишек шлама из этого бачка по трубопроводу 15 стекает
обратно в шламовый бассейн.

Магнитные тормозные устройства действуют не непосредст-
венно на клапаны, а на концы рычагов, к которым клапаны под-
вешены. Изменяя длину плеч рычагов, можно регулировать ши-
рину щелей для протекания шлама в контрольные бачки и в.
сливной бачок. Таким путем можно изменять производитель- ’
ность питателя, когда в этом появится необходимость.

Шламовые питатели с электромагнитным управлением толь-
ко начинают эксплуатироваться на отечественных цементных:,
заводах, поэтому практических данных, характеризующих их
работу, пока мало.

Питатель для ввода сырьевой пыли во вращающуюся печь за.
зоной навески цепей. Сырьевую пыль, уловленную из отходящих:
газов вращающихся печей, вновь возвращают в производство,,
подавая ее в печь. Подача пыли может осуществляться через за-
грузочный или разгрузочный ее конец. Но это связано со многими
неудобствами (с уменьшением текучести шлама, увеличением
выноса пыли с отходящими газами и т. п.). Поэтому сырьевую’
пыль иногда вводят в печь не через загрузочный или разгру-
зочный конец, а вдоль рабочей части, за зоной навески цепей. Для
этой цели Гипроцемент предложил питатель, представленный на'
фиг. 107.

Питатель, изготовленный из стальных листов толщиной-
8—15 мм, плотно и прочно приварен к корпусу печи и вращается
вместе с ним. Питатель состоит из пяти колец прямоугольного»
сечения, охватывающих корпус печи: загрузочного 4, имеющего
цилиндрическую форму, разгрузочного 1 прямоугольной формы
со скошенными углами и трех промежуточных 3, также прямо-
угольной формы.

Кольца примыкают одно к другому, и их внутренние полости
сообщаются между собой через отверстия, расположенные в

Фиг. 107. Схема питателя для ввода сырьевой пыли возвращающуюся печь
за зоной навески_цепей
торцовых стенках. По назначению кольца являются закрытыми
транспортерами для сырьевой пыли, поступившей в питатель п
перемещающейся от места загрузки до места выгрузки.

Загрузочное кольцо питателя открыто с торца. Щель между
кольцом и корпусом печи закрыта неподвижно установленным
щитом 6 (на фиг. 107 щит показан штрих-пунктирной линией).
Для ограничения распиливания сырьевой пыли, подаваемой в
питатель, кольцо имеет уплотнение 5. Из бункера сырьевая пыль
поступает в загрузочное кольцо через наклонно установленную
и врезанную в щит течку (не показана).

При вращении печи виток 7 захватывает выпадающую из
течки пыль и перемещает ее в первое промежуточное кольцо
питателя. При дальнейшем вращении печи сырьевая пыль через
отверстие в ее торцовой стенке 2 перемещается во второе про-
межуточное кольцо. Таким же путем она транспортируется да-
лее в третье кольцо и, наконец, попадает в последнее разгрузоч-
ное кольцо, а из него через отверстие 9 в корпусе печи выпадает
в ее внутреннюю полость.

Путь движения сырьевой пыли несколько усложняется при
ее перемещении из кольца с сечением А—А в кольцо с сечением
Б—Б. Поступив вначале через отверстие 11 в кольцо с сечением
А—А, сырьевая пыль через отверстие 10 снова попадает в коль-
цо с сечением А—А и только затем через отверстие 8 поступает
в кольцо с сечением Б—Б для дальнейшего перемещения вперед
к разгрузочному кольцу. Благодаря такому сложному переме-
щению сырьевой пыли через кольцо с сечением А—А оно более
плотно, чем другие, заполнено ею и образует затвор, отделяю-
щий внутреннюю полость питателя от разреженной внутренней
полости печи. Перемещение пыли из кольца с сечением Б—Б
в разгрузочное кольцо совершается через отверстие 12.

ЛИТЕРАТУРА

1.	В. А. Ко ленков, В. Ф. Гладков, Оборудование фирмы «Ф. Л.
Смидт» на заводах Дании и Швеции, «Цемент» № 1, 1959.

2.	П. М. Димент, В. И. Викторенков и др., Вращающаяся печь
с циклонным теплообменником, «Цемент» № 1, 1959.

3.	С. В. Р о н ж и н, Об использовании концентраторов шлама, «Строитель-
ные материалы» № 1, 1957.

4.	В. Хохлов, Пути реконструкции вращающихся печей, «Строительные
материалы» № 2, 1957.

5.	А. П. Ворошилов, Современные проблемы сушильной техники,
ГОНТИ, 1938.

6.	Е. И. Ходоров, Движение материала во вращающихся печах, Пром-
стройкздат, 1957.

7.	В. К. Добровольский, Расчеты деталей на прочность, Гостехиз-
дат УССР, 1954.

8.	Е. И. Ходоров, Печи цементной промышленности, ч. I, Промстрой-
издат, 1950, стр. 331.
ГЛАВА IX

ДЕТАЛИ ВРАЩАЮЩИХСЯ ПЕЧЕЙ

Основными деталями вращающихся печей являются корпуса,
бандажи, опорные ролики с подшипниками, детали приводного
механизма. Особенность работы этих деталей заключается
в том, что помимо больших механических нагрузок они подвер-
гаются значительным тепловым воздействиям.

1.	КОРПУС ПЕЧИ

Корпус — основная часть печи. Во внутренней полости кор-
пуса происходит обжиг материала, его перемешивание и переме-
щение от холодного конца к горячему. Коэффициент использо-
вания печи зависит главным образом от прямолинейности кор-
пуса, его жесткости и прочности.

Раньше корпуса печей изготовлялись клепаными. Теперь их
делают, как правило, цельносварными. На отечественных це-
ментных заводах все вновь устанавливаемые печи имеют сварные
корпуса. У значительной части печей старых конструкций при их
реконструкции клепаные корпуса также переделаны на сварные
по всей длине или по длине зоны спекания.

Сварные корпуса печей приблизительно на 20% легче кле-
паных; по гладкой внутренней поверхности сварных корпусов
более удобно укладывать футеровку. Сварные корпуса в мень-
шей степени, чем клепаные, подвержены загрязнению и корро-
зии, так как на их наружной поверхности не задерживается ни
влага, ни пыль. Через швы сварного корпуса, благодаря их
плотности, во внутреннюю полость печи не проникает вода, при-
меняемая для охлаждения корпуса по длине зоны спекания
печи. Сварные корпуса не нуждаются в ремонтах, которые неиз-
бежны при эксплуатации клепаных корпусов в связи с ослабле-
нием их заклепочных швов.

Однако по продольным сечениям сварные корпуса менее-
жестки, чем клепаные, несущие накладные пояса. Вследствие-
этого радиально направленные деформации обечаек клепаного»
корпуса меньше таких же деформаций обечаек корпуса сварной
конструкции. Жесткость корпусов большого диаметра часто
усиливают посадкой на них колец жесткости на расстоянии
3—6 м одно от другого.

Кольцам жесткости придают обычно двутавровую форму се
чения (фиг. 108, а) и на корпус насаживают свободно. Чтобы
они не могли перемещаться вдоль корпуса, со стороны правого
и левого торца к внешней поверхности корпуса приваривают
планки-ограничители, расположенные в шахматном порядке.

Фиг. 108. Поперечный разрез кольца жесткости корпуса вращающейся печи

4,5x170 м (а) и схема подбандажной обечайки печи (б).

Обладая большой прочностью при малом весе, кольца жестко-
сти являются весьма полезными приспособлениями для усиле-
ния жесткости корпуса, но при условии, если они не искажены
при изготовлении и на корпус печи посажены с необходимым
зазором. Величина этого зазора определяется по средней тем-
пературе корпуса и кольца в их рабочем состоянии. Если кольцо
посажено на корпус с меньшим, чем требуется, зазором, то при
нагреве в корпусе и кольце возникают внутренние напряжения,
нередко опасные для сопряженных частей. При посадке кольца
с излишне большим зазором не используется полностью его
жесткость и, следовательно, не оправдывается цель его приме-
нения.

Корпуса печей изготовляются из стальных листов толщиной
20—70 мм, прокатанных из мартеновской стали марки МСт. 3,
удовлетворяющей требованиям группы А по механическим свой-
ствам и группы Б по химическому составу.
Корпус составляется из элементов — обечаек (фиг. 108, б).
По назначению обечайки разделяются на рядовые, подбандаж-
ные и подрекуператорные. При конструировании корпуса печи
особенно большое внимание уделяется его подрекуператорной
обечайке, воспринимающей большие внешние нагрузки, подвер-
женной тепловым напряжениям и ослабленной 'разгрузочными
отверстиями. Сильно нагружены также подбандажные обечай-
ки корпуса, поэтому стальной лист для их изготовления выби-
рается в 1,5—2 раза толще листа для рядовых обечаек. Более
жесткими должны быть те рядовые обечайки, которые располо-
жены вдоль зоны спекания печи.

Длину обечаек современных вращающихся печей большого
диаметра и количество частей, составляющих обечайку по длине
ее развертки, определяют исходя из возможности расположения
обечаек на платформе в собранном виде или в виде отдельных
составляющих, не нарушая установленные железнодорожные
габариты. Каждая из обечаек должна иметь правильную цилин-
дрическую форму с чисто обработанными и подготовленными
под электросварку торцовыми поверхностями. Только из таких
обечаек можно собрать прямолинейный корпус печи.

При изготовлении корпусов применяется автоматическая,
полуавтоматическая и ручная сварка швов. К выполнению руч-
ной сварки допускаются лишь квалифицированные сварщики
не ниже 6 разряда.

Большая часть современных вращающихся печей изготовля-
ется с корпусами одного диаметра по всей длине. Внедрение
в производство цемента печей с такими корпусами не только
упрощает и удешевляет изготовление, сборку и эксплуатацию,
но и одновременно позволяет повысить коэффициент их исполь-
зования. Значительно облегчается контроль за прямолинейно-
стью корпуса, более редкими становятся случаи перегрузки
опорных устройств печи, упрощается процесс ее футерования и
повышается стойкость футеровки.

2.	ТЕПЛОВЫЕ ДЕФОРМАЦИИ КОРПУСА ПЕЧИ

Несмотря на толстый слой футеровки, корпус печи под дей-
ствием высокой температуры газового потока, который дви-
жется вдоль его внутренней полости, значительно нагревается.
Наибольший нагрев корпус получает в зоне спекания. Здесь
температура его внешней поверхности составляет 300—400°.
К концам корпуса она постепенно снижается и достигает 200°
у разгрузочного и 30—60°, в зависимости от длины печи,
у загрузочного конца. Из-за нагрева длина и диаметр корпуса
несколько возрастают по сравнению с теми размерами, которые
он имеет в нерабочем (холодном) состоянии.

При удлинении корпуса меняется положение его бандажей
относительно опорных роликов и положение деталей уплотни-
тельных устройств одна относительно другой. Меняются также
зазоры между бандажами и башмаками, расположенными
вверху.

Бандаж, зажатый между контрольными роликами, не пере-
мещается вдоль оси печи при ее нагреве, поэтому поперечное
сечение корпуса печи, проходящее через этот бандаж, можно
принять за нейтральное сечение, от которого вправо и влево
происходит удлинение корпуса при нагреве. Чтобы бандажи
занимали среднее положение на опорных роликах, последние
при монтаже печи должны быть сдвинуты к концам корпуса
относительно соответствующих им бандажей на величину

XX. .	(Ite)

где а — коэффициент линейного расширения корпуса (для стали
а=0,000012);

L — длина части корпуса, измеренная от нейтрального сече-
ния до той пары роликов, для которой определяется
сдвиг, в ММ',

tn0M—температура помещения, где расположена печь, град.;

tcp—средняя температура корпуса печи при ее рабочем со-
стоянии по длине рассматриваемого участка (определяется
по графику изменения температуры корпуса монтируемой
печи).

i Удлинение корпуса печи и увеличение его диаметра не
влияют на прочность корпуса и сопряженных с ним деталей, если
эти деформации принимаются во внимание при конструирова-
нии печи и ее монтаже. Если эти деформации не учитываются
при конструировании, то они приводят к неравномерному рас-
пределению усилий на опорные ролики, их подшипники и детали
уплотнений холодного и горячего концов печи.

Тепловые деформации корпуса происходят также при нару-
шении правил технической эксплуатации печи, в результате чего
появляются исчезающие и остающиеся прогибы корпуса между
опорами и на корпусе образуются выпуклости и вмятины.

Прогиб корпуса возможен, например, при розжиге печи,
когда допускается ее продолжительный прогрев без поворачи-
вания, и, к тому же, форсунка печи установлена со значитель-
ным наклоном к оси печи. При таких условиях розжига часть кор-
пуса, находящаяся под воздействием горящего факела, удли-
няется больше, чем противоположная часть, и прогибается.;

17 А. И. Боганов
При последующих поворотах искривленного корпуса в его сече-
ниях возникают большие внутренние напряжения.

Односторонний перегрев корпуса и его прогиб неизбежны
также при внезапной остановке печи и ее продолжительном про-
стое без поворачивания. Это наблюдается при выходе из строя
приводного механизма печи или при прекращении по какой-
либо причине поступления нэ завод электроэнергии. Под дейст-
вием тепла раскаленного клинкера нижняя часть корпуса сильно
прогревается и удлиняется больше, чем верхняя. Из-за этого
корпус печи в зоне спекания и частично в зоне подогрева мате-
риала прогибается. В зависимости от количества разогретого
материала, находящегося в печи, от состояния ее футеровки и
продолжительности простоя печи без поворачивания, стрела
прогиба корпуса между опорами в таких случаях может дости-
гать 100—150 мм.

После пуска печи и равномерного разогрева корпуса про-
гибы в большинстве случаев исчезают, но не полностью. Если,
например, корпус, сильно нагретый в своей нижней части и про-
висающий между опорами, одновременно охлаждается потоком
холодного воздуха, поступающего снаружи, то будут иметь
место остаточные деформации.

Прогиб корпуса печи возможен и в нерабочем состоянии ее.
Если, например, с одной стороны печи расположена наружная
стена цеха с незакрытыми или плохо закрытыми окнами, через
которые проникает холодный воздух, а с другой — работающая
печь, то, омываясь с одной стороны холодным воздухом, а с дру-
гой— теплым, корпус первой печи прогибается в сторону вто-
рой, работающей, печи.

Часто корпус деформируется при местном повреждении фу-
теровки. Обнаженный участок корпуса тогда сильно нагревает-
ся, его температура достигает 700—900°, металл приобретает
малиновый, а затем красный цвет. В месте перегрева металла
на корпусе образуется выпуклость или вмятина, затрудняющая
в дальнейшем правильную укладку футеровки. При продолжи-
тельном перегреве металл коробится и частично сгорает. Осо-
бенно опасно частичное выпадение футеровки у печей клепаной
конструкции под заклепочными швами. Под действием высокой
температуры не только нарушается прочность и плотность шва,
но и в местах стыка концы обечаек сильно деформируются,
отрываются от соединительных накладных поясов и сгорают.

Выпуклости и вмятины на корпусе печи появляются и при
так называемых горячих заварках футеровки печи. Этот метод
ремонта футеровки, запрещенный правилами технической
эксплуатации цементных заводов, заключается в том, что при
местном выпадении футеровки печь останавливают на
20—30 мин. в положении, при котором место, оставшееся без
футеровки, находится внизу и заполнено обжигаемым, предва-
рительно сильно прогретым материалом. В течение этого време-
ни кусочки материала находятся в покое и схватываются между
собой, образуя корку, которая при дальнейших поворотах печи
не выпадает и частично выполняет роль футеровки. Горячие за-
варки футеровки разрушают корпус печи. Большая часть вы-
пуклостей и вмятин на корпусах вращающихся печей — резуль-
тат горячих заварок их футеровки.

3.	ОПОРНЫЕ ИЗГИБАЮЩИЕ МОМЕНТЫ КОРПУСА

По расположению на опорах корпус является неразрезной
многоопорной балкой, а по форме длинной цилиндрической обо-
лочкой, толщина которой составляет 'До—Что радиуса.

Основная внешняя нагрузка, испытываемая корпусом, сла-
гается из его собственного веса, веса футеровки и веса обжигае-
мого материала; 60—65% общего веса корпуса приходится на
футеровку, 20—25% на оболочку и в среднем 15% на обжи-
гаемый материал. К внешним нагрузкам относится также вес
цепей, металлических и керамических теплообменников, зубча-
того венца, бандажей и барабанов рекуператорного холодиль-
ника, если им оборудована печь. Вес футеровки, обжигаемого
материала и вес самого корпуса равномерно распределены по
длине его отдельных участков. Остальные нагрузки на корпус
являются сосредоточенными.

При работе печи обжигаемый материал смещается в сторо-
ну ее вращения, поэтому равнодействующая нагрузок на кор-
пус несколько сдвигается от его вертикальной плоскости сим-
метрии. Из-за небольшой величины веса материала по сравнению
с весом самого корпуса и особенно весом его футеровки смеще-
ние равнодействующей очень мало. При определении усилий,
действующих на корпус, можно считать, что он подвержен дей-
ствию внешней нагрузки, расположенной в вертикальной плос-
кости симметрии печи.

Под действием перечисленных внешних нагрузок в корпусе
возникают продольно направленные опорные и межопорные из-*
гибающие моменты, вызывающие внутренние напряжения
в поперечных сечениях корпуса, и поперечно направленные
изгибающие моменты, являющиеся причиной возникновения
внутренних напряжений в продольных сечениях. Корпус подвер-
жен также действию крутящего момента, вызываемого окруж-
ным усилием, приложенным к зубу венца. По сравнению с изги-
бающими моментами, действие момента кручения на корпус не-
значительно, поэтому при расчете корпуса на прочность его
можно не принимать во внимание.
Опорные изгибающие моменты, направленные вдоль кор-
пуса, определяют при помощи уравнения трех моментов или ме-
тодом последовательных приближений. Для корпуса с равно-
мерно распределенной нагрузкой по длине пролетов уравнение
трех моментов имеет вад [1]

4-1	+ 2М„ (^+^+Л1п+1 ^±1 =

‘п	\‘п	‘п+1/	‘п+1

=	(104)

\^п	4/„+1	)’	v ’

где М„—изгибающий момент опоры п в тм;

1п—длина пролета, расположенного перед опорой п, если
вести отсчет слева направо, в м;

1п—момент инерции сечения корпуса по длине пролета п
в Mi;

q — нагрузка, приходящаяся на 1 пог. м длины пролета п,'
в т.

Если, кроме равномерно распределенной нагрузки, по длине
рассматриваемого пролета действует сосредоточенная сила Р,
приложенная на расстоянии с и d от левой и правой опоры, то
в правую часть уравнения трех моментов вводится добавочное
слагаемое: для пролета п

Pcndnl\ + ^\.	<105>

для пролета n+1

р d	(106)

Pcn+idn+i\l^ln+1 у

Если диаметр и толщина стенки корпуса печи по длине про-
летов, входящих в уравнение трех моментов, постоянны, и, еле*
довательно, момент инерции один и тот же, то нет необходимо-
сти вводить этот момент инерции в уравнение трех моментов и
усложнять его решение.

Загрузочный и разгрузочный концы корпуса являются кон-
сольными, поэтому изгибающие моменты в сечениях, проходя-
щих через первую и последнюю опоры, определяются обычным
путем. Если печь имеет п опор, то для определения опорных
изгибающих моментов ее корпуса необходимо составить п — 2
уравнений трех моментов и затем решить эти уравнения.

При большом количестве опор печи и различных диаметрах
по длине ее корпуса определение опорных изгибающих момен-
тов при помощи уравнений трех моментов связано с громозд-
кими арифметическими вычислениями. Поэтому опорные изги-
бающие моменты длинных вращающихся печей рекомендуется
определять методом последовательных приближений [2].

На фиг. 109 приведена схема распределения внешних нагру-
зок на корпус вращающейся печи 3,6/3,3/3,6X150 м. В соответст-
вии с этой схемой при помощи метода последовательных
приближений определены величины опорных изгибающих момен-
тов, числовые значения которых внесены в табл. 6. По получен-
ным результатам построены эпюры изгибающих моментов и пе-
ререзывающих сил.

Таблица 6
Изгибающие моменты и реакции опор в сечениях корпуса печи
3,6/3,3/3,6x150 м

	Г)	Реакции опор		В ш		«к к	
	Щ S м з зй	состав-	состав-		« о Я с 0.5=	ь	сЗ
Ео		ляющая	ляющая	полная	°	Hh  SS се	
о ч  СП ££	Oxo S £ О u Ж я		Pn+1	к	3 Е о «  М с п- ь		
I	—398	120,3	82,2	202,5	8,95	— 30	/2
II	—165	49,8	79,9	129,7	8,7	4-183	13
III	—255	89,3	72,6	161,9	9,0	4- 42	It
IV	—174	62,8	67,3	130,1	8,3	4-104	1ъ
V	—268	77,7	98,5	176,2	9,1	4-140	1в
VI	—221	75,7	68,3	144,0	8,4	4- 73	
VII	—204	66,3	76,4	142,7	8,8	4-133	1в
VIII	—290	85,6	89,7	175,3	10,3	4-175	h
IX	- 81	66,3	32,5	98,8	—	—	

При вычислении изгибающих моментов было принято:
момент инерции поперечного сечения корпуса в расширенной
части

,	2W^=M4O8«^l№)j=4bl0,

р 4	4

момент инерции поперечного сечения корпуса в узкой части

3,14(167,2^-16 5^31 . 106 сл4^0 31

4
изгибающий момент в сечении, проходящем через опору I (см.
стр. 240),

М, =—398 тм\
изгибающий момент в сечении, проходящем через опору IX,
it	6,5-5*

Л41Х=————— 81 тм.
4.	РЕАКЦИИ ОПОР И МЕЖОПОРНЫЕ ИЗГИБАЮЩИЕ МОМЕНТЫ

При известных опорных моментах каждый пролет корпуса
печи, в том числе и пролет п, можно рассматривать как отдель-
ную шарнирную опертую концами балку, на которую действуют
(фиг. ПО) внешняя нагрузка и опорные моменты Mn_i и Мп.

Фиг. ПО. Реакции опор пролета корпуса печи.

Если принять, что опорные моменты положительны по направ-
лению, то реакции опор выделенного пролета п определяются
из уравнений:

’ <107>

Ln Ln

(108)

п п 1	/	'	'

1п

Верхний индекс у букв означает номер пролета, а нижний —
номер опоры.

Первое слагаемое правой части каждого из приведенных
уравнений отражает влияние на опору внешней нагрузки, а два
других слагаемых обусловлены опорными моментами.

Полная реакция опоры находится в результате суммирова-
ния ее составляющих. Для опоры п полная реакция равна

(108 109)

Определим числовую величину реакции, например, опоры Ill
вращающейся печи 3,6/3,3/3,6X150 м. По уравнению (109) она
слагается из составляющих и R^.

Так как

D3	до	, Мч	Л4ш	9,2-18,4	165 . 255	on Q

3 =В° -j---------- ----------------= 89,3 m

111	3 ls	la 2	18,418,4

И

—-^ + —-—=72,6 m,

IH 3 li	2	16,7	16,7
то полная реакция

7?ni=7?3n + Я/,, = 89,3+72,6 =161,9 т.

Таким же путем определены остальные реакции опор, зна-
чения которых приведены в табл. 6.

Мёжопорные изгибающие моменты определяют также с уче-
том того, что при известных опорных моментах каждый пролет
корпуса может приниматься за отдельную, шарнирно закреп-
ленную балку. Поэтому изгибающий момент, действующий
в сечении пролета, например /3 (см. фиг. 109), расположенном
на расстоянии х от левой опоры, равен

М3=А4„ -А°3х-^.

Чтобы найти значение х, при котором изгибающий момент
имеет наибольшую величину, необходимо первую производную
от момента по х приравнять нулю и решить полученное уравне-
ние относительно х.

Производная равна

— qx\
dx 3

приравняв ее нулю и решив уравнение, найдем

лз 72,6 о

х~———-^9 м.

q 8,1

Следовательно, наибольший изгибающий момент в сечении
пролета /з

М^42тм.

М3=— 255+72,6-9 —

2

Значения вычисленных таким же способом межопорных из-
гибающих моментов приведены в табл. 6.

Анализ величин, приведенных в табл. 6, показывает, что у пе-
чи 3,6/3,3/3,6X150 м наиболее нагружена опора /. Объясняется
это тем, что к разгрузочному концу печи присоединены бараба-
ны рекуператорного холодильника. Из промежуточных опор наи-
более нагружены опоры V и VIII, потому что близ опоры V
на корпус посажен тяжелый зубчатый венец, а к опоре VII при-
мыкают длинные, несущие футеровку и цепи, пролеты 1т и Is-
Как и у печей других конструкций, у печи 3,6/3,3/3,6X150 м наи-
меньшее давление испытывает последняя, IX опора, которая
поддерживает относительно короткий и легкий консольный ко-
нец корпуса лечи.

Из сравнения полученных результатов следует также, что
опорные изгибающие моменты значительно превышают По вели-
чине в среднем в два раза .моменты в сечениях, расположенных
между опорами, причем это относится не только к рассматрива-
емой печи, но и к печам других размеров и конструкций. Разни-
ца в величинах давлений на опоры незначительна, это благо-
приятно отражается на работе печи и на трущихся деталях ее
опорных устройств. Однако в практических условиях у боль-
шинства работающих печей нагрузка на опоры распределена
чрезвычайно неравномерно. (Причиной этого является неправиль-
ное положение опорных роликов по высоте.

5.	ЗАВИСИМОСТЬ РЕАКЦИИ ОПОР И ИЗГИБАЮЩИХ МОМЕНТОВ
ОТ ПОЛОЖЕНИЯ ОПОРНЫХ РОЛИКОВ

Приведенные в табл. 6 величины изгибающих моментов и ре-
акций опор получены для печи, точки опоры которой на ролики
расположены в одной плоскости, причем эта плоскость наклоне-
на к горизонту под тем же углом, что и ось печи, и параллельна
оси печи. При этом, наивыгоднейшем для эксплуатации положе-
нии печи на опорных роликах давление, приходящееся на каж-
дую из ее опор, зависит лишь от той части корпуса, вес которой
воспринимается этой опорой.

При нормальном положении корпуса печи по высоте на опор-
ных роликах его продольная ось прямолинейна и в сечениях кор-
пуса отсутствуют внутренние напряжения, появляющиеся при
неправильной установке корпуса. Такое положение-корпуса печи
на опорных роликах является идеальным, к которому необхо-
димо стремиться при эксплуатации печи. В действительности
у работающей печи на одних фундаментах опорные ролики рас-
положены выше, а на других, наоборот, ниже нормального уров-
ня. Частично это является следствием несоблюдения правил
монтажа печи, когда ее опорные ролики устанавливаются не на
одинаковом расстоянии от продольной плоскости симметрии
печи, не принимается во внимание то, что не все устанавливае-
мые ролики и бандажи одинакового диаметра, а подшипники
роликов различной высоты, и т. д.

Понижение или повышение точек соприкосновения корпуса
печи с опорными роликами происходит главным образом в ре-
зультате нарушения правил технической эксплуатации печи.
Основные из этих нарушений: загрязнение части подшипников
или их плохая смазка, что сопровождается быстрым износом
вкладышей этих подшипников и опусканием корпуса, бессистем-
ное регулирование опорных роликов, т. е. их перемещение или
перекашивание относительно оси печи, замена изношенных опор-
ных роликов без учета разницы в диаметрах удаляемого и вновь
устанавливаемого роликов и т. д.
Отклонение от нормального положения по высоте роликов
каждой из опор печи сопровождается возникновением в сечени-
ях ее корпуса дополнительных изгибающих моментов и измене-
нием реакций опор.

Рассмотрим, как отразится на изгибающих моментах и реак-
циях опор повышение опоры п на Ъмм от ее нормального уровня.

Дополнительные опорные моменты, возникающие при этом
в сечениях п—1, п и п+1, определяются из уравнений [1]:

А1„-Л+2М„(/„+/„+1)+М„+1/„+1=-6Е/8„ (у+тЦ; (НО)

' Ан *л+1

2Мп^	+6Е1Ъ~;	(111)

‘Л

/W„Z„+l+2M„+1(Z„+1H-Z„+2)+M„+2/„+2=4-6FZ-A-. (112)

*л+1

Предположим, что опора V повышена на 5 мм (см. фиг. 109).
Тогда после подстановки в уравнения (НО—112) числовых ве-
личин (силы в т, длины в м) получим:

17,9Miv+73AlV+18,6AlVi=—20400;

69,27W[v+ 17,9Mv= + 10200;

18,6/И V+70,4М v i = +10 000.

Решив эти уравнения, найдем дополнительные опорные мо-
менты

МIv= 4-251; Му =—402 и Mvi== + 248 тм.

Полный опорный момент, являющийся суммой моментов
полученного дополнительного и основного, вызываемого дей-
ствием внешних сил, равен: для сечения, проходящего через
опору1 IV,

Miv =—174+251=+77 тм-,

для сечения, проходящего через опору V,

Mv = —268—402=—670 тм;

для сечения, проходящего через опору VI,

Л4у1 = —221 + 248 = + 27 тм.

Повышение опоры V приводит также к изменению реакций
опор. Реакция опоры V при этом возрастает, а реакции опор
IV и VI уменьшаются. Составляющие реакции опоры V после
повышения ее на 5 мм равны

R5v=В°5 +^ —	72,2 +—+—	114 т

1Ъ 1Ъ	17,9 17,9
11

^+^Х1=96,5+ —+—^134 т.
1в I,	18,6 18,6

Так как полная реакция опоры V

7?v=/?v4-/?y >

то после сложения составляющих

7?v= 1144-134=248 tn.

К резкому изменению опорных изгибающих моментов
и реакций опор приводит и понижение одной из опор от ее
нормального положения, что подтверждается результатами
вычислений (табл. 7)

Таблица 7

Величины опорных моментов и реакций опор при разной высоте опор

Положение корпуса печи иа опорах	Опорные моменты в тм			Реакции опор в т		
	Miv	Л!У	^VI	Л1У	Kv	RVI
Нормальное		—174	—268	—248	130	176	144
Опора V повышена на 5 мм	+ 77	—670	+ 27	79	248	93
Опора V понижена на 5 мм . . .	—422	+ 134	—472	181	105	205

На практике часть пролетов и опор печи из-за неправиль-
ного расположения роликов по высоте работает под действием
повышенных внешних нагрузок, поэтому при расчете корпуса,
бандажей, роликов и подшипников необходимо опорные и меж-
опорпые изгибающие моменты, а также реакции опор, опреде-
ляемые в зависимости от нормального положения корпуса на
опорах, увеличивать в 1,5—2 раза.

При эксплуатации печи прямолинейность корпуса контроли-
руется. На большинстве цементных заводов контроль осуще-
ствляется визированием при помощи нивелира верхних точек
корпуса, расположенных около бандажей, или верхних точек
бандажей. Этот способ проверки корпуса на прямолинейность
недостаточно точен. Ошибки получаются из-за отклонения рей-
ки от вертикали во время ее установки и визирования, из-за не
вполне точных отсчетов ее делений и в основном из-за неодина-
ково плотной посадки бандажей на корпус, и, следовательно,
неодинаковой по величине осадки верхней части подбандаж-
ных обечаек при их сплющивании по вертикали. Контроль за
прямолинейностью корпуса печи при помощи визирования его
верхних точек к тому же небезопасен для того, кто устанавли-
вает рейку и переносит ее вдоль выпуклой верхней части кор-
пуса.

Контроль прямолинейности корпуса в вертикальной плос-
кости рекомендуется производить не по верхней, а по его
нижней выпуклой части, измеряя расстояние между выбранными
точками корпуса, расположенными около бандажей, и верхней
поверхностью фундаментов печи. При этом имеется в виду, что
фундаменты периодически проверяются на их возможную
осадку.Точность такого способа контроля прямолинейности кор-
пуса еще более повышается, и его выполнение облегчается, если
при монтаже печи проводятся следующие мероприятия:

а)	после заливки правильно расположенных опорных фунда-
ментных рам на верхней поверхности каждой из них прочерчи-
вается риска, причем так, что риски всех рам оказываются рас-
положенными вдоль общей прямой, которая является линией
пересечения фундаментных рам вертикальной плоскостью сим-
метрии печи;

б)	при бетонировании фундаментов на них устанавливается
два ряда реперов; первый ряд образуется из реперов, располо-
женных по одному на каждом фундаменте вдоль прямой; по этим
реперам фундаменты проверяются на возможную осадку; второй
ряд составляется из реперов, размещенных также по одному на
фундаменте вдоль прямой, которая совмещается с рисками фун-
даментных рам; эти реперы служат для контроля расположения
корпуса печи на опорах путем замера расстояний между ними
и нижней выпуклой частью корпуса.

6.	БАНДАЖИ

Массивные стальные кольца, охватывающие корпус печи,
опирающиеся на его ролики и при вращении печи катящиеся по
ним, называются бандажами.

До последнего времени бандажи изготовлялись цельнолиты-
ми. С вводом в эксплуатацию печей диаметром более 4,5 м
выявилась необходимость отливать бандажи из двух частей,
которые уже на месте соединяются электросваркой. Цельные
бандажи печей такого большого диаметра нельзя транспорти-
ровать по железным дорогам из-за превышения ими допущенных
железнодорожных габаритов.

Бандажи современных вращающихся печей имеют сплошное
сечение прямоугольной формы, при котором они просто отлива-
ются, легко обрабатываются и надежны в работе. Бандажи
коробчатого сечения, устанавливаемые прежде на некоторых
вращающихся печах, несмотря на их большую жесткость при
одном и том же весе по сравнению с бандажами прямоуголь-
ного сечения, теперь не применяются из-за сложности их от-
ливки, худшего качества и меньшей надежности при эксплуа-
тации.

Бандажи насаживают на корпус печи обычно свободно,
но при этом требуются приспособления, препятствующие пере-
мещению их в осевом направлении. На фиг. 111, а приведена

Фиг. 111. Схемы посадки бандажа на корпуса печей:

а — конструкции Гипроцемента; б — конструкции завода «Полизнус» (ГДР).

схема посадки бандажей на печи, разработанная Гипроце-
ментом.

Под бандаж, посаженный на корпус по этой схеме, подбива-
ются башмаки, а под каждый из них — две тонкие прокладки.
После выверки правильности расположения бандажа проклад-
ки и башмаки приваривают к .корпусу. Затем к башмакам при-
варивают кольца квадратного сечения. Кольца препятствуют
перемещению бандажа вдоль корпуса. Ребра-упоры, установ-
ленные на каждый башмак, усиливают жесткость колец. Все
эти детали просты по конструкции и в изготовлении. В случае
осевого смещения бандажа его давление равномерно распреде-
ляется по длине окружности кольца и на все ребра-упоры.

Бандажи печей 4,5/5X135 и 4,5X170 м конструкции завода
«Полизиус» (ГДР) насаживают на корпус по схеме, представ-
ленной на фиг. 111, б. Упорами здесь служат не кольца, а от-
дельные накладки, приваренные к верхней поверхности башма-
ков. При не вполне правильном расположении накладок дав-
ление смещающегося бандажа будет восприниматься только
частью накладок. В результате этого отдельные накладки
могут быть срезаны. Печи указанных размеров недавно введе-
ны в работу, поэтому целесообразность посадки бандажей по
приведенной схеме практикой еще не проверена.

Посадка бандажа не непосредственно на обечайку, а на баш-
маки снижает теплопередачу от корпуса к бандажу, способ-
ствует сохранению бандажом средней постоянной температуры
и частично устраняет возможность возникновения в бандаже
дополнительных внутренних напряжений при изменении темпе-
ратурного режима печи. Одновременно башмаки усиливают
жесткость обечайки в поперечном сечении.

При включении печи в работу и ее разогреве корпус печи
и бандажи расширяются, но не на одну и ту же величину.
Наибольшая разница между приращениями диаметров обра-
зуется между корпусом и тем из бандажей, который располо-
жен в зоне спекания печи.

Внутренний диаметр бандажа второй опоры печи 3,6/3,3/3,6
XI50 м равен 3732 мм, а внешний диаметр ее корпуса в месте
посадки на него бандажа 3692 мм. Если, например, средняя
температура корпуса этой печи в месте посадки на него бан-
дажа равна t\ = 350°, средняя температура бандажа /2=150°
и температура помещения tn — 50°, то разница между прираще-
ниями диаметра корпуса и внутренним диаметром бандажа
после полного разогрева печи составит

A DK - A D6-o. [(G - /„) DK - (/2 - Q D6]=

= 0,000012 [(350—50)3692 —(150 —50) 3752] ^6 мм.

Эту разницу в приращении диаметров корпуса и бандажа
учитывают при выборе толщины башмаков перед их установкой
на место. Башмаки должны иметь такую толщину, чтобы при хо-
лодном состоянии печи зазор между верхними башмаками и бан-
дажом, посаженным на наиболее нагревающийся при работе
участок корпуса, равнялся 3—5 мм. По мере удаления бандажа
к загрузочному концу печи зазор между корпусом и бандажом
следует снижать, а посадку последнего бандажа производить
плотно, без зазора. При работе печи посаженные на его корпус
бандажи обжимают башмаки, поэтому принятые между ними
и корпусом зазоры увеличиваются. В дальнейшем эти зазоры
еще более возрастают, потому что соприкасающиеся поверхно-
сти бандажей и башмаков постепенно истираются.
Так как бандаж насаживается на корпус свободно и его
диаметр несколько превышает диаметр окружности, описанной
около башмаков, корпус печи при своем вращении катится по
внутренней поверхности бандажа, причем с большей угловой
скоростью по сравнению со скоростью качения самого бандажа
по опорным роликам. Вследствие этого при вращении корпуса
жестко прикрепленные к нему башмаки смещаются относительно
внутренней поверхности бандажа. За один оборот корпуса это
смещение равно	1

s=t(D6— ПоС),

где D6 — внутренний диаметр бандажа в мм\

Do6 — диаметр окружности, описанной около башмаков, мм.

Смещение корпуса вместе с башмаками относительно внут-
ренней поверхности бандажа тем больше, чем слабее произве-
дена посадка бандажа на корпус. Таким образом, величина
смещения корпуса с башмаками относительно внутренней по-
верхности бандажа может служить мерой плотности посадки
бандажа на корпус.

Долговечность бандажа и его способность сопротивляться
внешним нагрузкам — основные условия для определения раз-
меров его сечения.

Бандаж испытывает напряжение смятия в местах контакта
с опорными роликами, нормальные напряжения в поперечных
сечениях, вызываемые изгибающими моментами, и касательные
напряжения во внешних слоях металла, возникающие из-за
упругого скольжения бандажей по роликам.

Контактные напряжения смятия определяются по уравне-
ниям (114) и (115). Определение касательных напряжений
представляет значительные трудности, поэтому их наличие
учитывается обычно выбором допускаемых напряжений на
смятие. Перед определением нормальных напряжений предва-
рительно находят величины изгибающих моментов.

Основной внешней нагрузкой, действующей на бандаж, явля-
ется давление, производимое на него корпусом печи. Меньшее
воздействие бандаж испытывает от собственного веса, равно-
го 7—10% давления корпуса и распределенного равномерно по
длине окружности.

Корпус производит давление лишь на нижнюю часть бан-
дажа. Сила давления, равная нулю в горизонтальных сечениях,
проходящих через ось корпуса, постепенно возрастает в после-
дующих нижних сечениях и достигает наибольшей величины
в нижнем вертикальном сечении. При этом принимают, что
изменение давления от нуля до наибольшей величины происхо-
дит по синусоидальному закону [3]. .
При таком распределении давления корпуса на бандаж
и при условии симметричного расположения опорных роликов
относительно вертикальной плоскости симметрии печи наиболь-
шее значение изгибающие моменты имеют в сечениях, проходя-
щих через линии контакта с роликами. В этих сечениях изги-
бающие моменты равны [11]

М15 0=М210=0,0633 Q/? -4-0,08607?,	(113)

где Q — давление, действующее на опору, над которой располо-
жен бандаж, в т;

G — вес бандажа в т;

R — средний радиус сечения бандажа в м.

При выборе размеров сечения бандажа нормальные напря-
жения являются лишь ориентировочными величинами. Большое
значение придается контактным напряжениям смятия и дефор-
мациям бандажа. При больших контактных напряжениях

Фиг. 112. Схема расположения опорных роликов
вращающейся печи.

смятия бандаж быстро изнашивается. В практических условиях,
когда одна из опор по каким-либо причинам оказывается силь-
но перегруженной, наличие чрезмерно больших контактных на-
пряжений смятия между бандажом и роликами выражается
отслаиванием от рабочей поверхности бандажа и роликов тон-
ких лепестков металла.

В зависимости от условий стойкости футеровки печи бандаж
должен обладать такой жесткостью, чтобы его деформации при
вращении печи практически были равны нулю. Тогда опираю-
щаяся на него подбандажная обечайка, охватываемая плотно
бандажом, также будет подвержена минимальным деформа-
циям.

При тех больших площадях сечений, которые имеют бан-
дажи современных вращающихся печей, их деформации очень
малы. Практически бандажи печей могут считаться жесткими,
не подвергающимися деформациям, но лишь в тех случаях,
когда давление корпуса печи по опорам распределено прибли-
зительно равномерно. При перегрузке же одних опор за счет
недогрузки других деформации перегруженных бандажей
сильно возрастают, и бандажи не могут уже служить жесткой
опорой для подбандажных обечаек.

7.	ОПОРНЫЕ РОЛИКИ и их подшипники

Своими бандажами корпус печи опирается на ролики, уста-
новленные попарно на фундаментах печи. Ролики опоры распо-
лагаются на одинаковом расстоянии от вертикальной плоскости
симметрии печи. При этом расстояние между роликами выби-
рается равным сумме радиусов ролика и бандажа (фиг. 112).
При таком расположении роликов на опоре давление корпуса
печи на каждый из роликов равно

Р. = — ----0,578 G,

2 cos 30°

где G — вес вращающейся части печи, приходящийся на опору.

У вращающихся печей большой производительности при
нормальном расположении корпуса на роликах нагрузка на
опору в зависимости от размера печи составляет 150—500 т.
Следовательно, давление Pi равно

0,578 (150 4- 500) 90 290 т.

Давление Р\ разделяется на вертикальную и на горизон-
тальную составляющие:

Р2=	cos 30° 0,50; Р3=Р, sin 30° ss 0,3 О.

Вертикальная составляющая Р% прижимает подшипник ро-
лика к стальной фундаментной раме опоры и создает силу тре-
ния F=0,5fG, уменьшающую действие горизонтальной состав-
ляющей Р3, которая сдвигает подшипник ролика наружу от
оси печи. При коэффициенте трения чугуна по стали /=0,15
сила, сдвигающая подшипники, равна

Pfd=P8-f=0,30 —0,5 • 0,150^0,20.

Опорный ролик состоит из цилиндрического тела 1 (фиг.
113), кованой оси 2 и двух упорных колец 3, свободно надетых
18 А. И. Боганов
на ось. Тело ролика отливается из углеродистой стали повышен-
ного качества, обычно марки 30 или 35. Для облегчения веса
в теле ролика предусматриваются выемки. Работоспособность
ролика зависит главным образом от качества его отливки.
Жесткость соединения тела ролика с осью достигается прессо-
вой или горячей посадкой тела на ось.

Ролики изготовляются на 40—100 мм шире опирающегося
на них бандажа, чтобы при перемещении печи вдоль оси менее

Фиг. 113. Схема расположения опорных роликов в подшипниках печи
3,6/3,3/3,6x150 44.

широкий бандаж не свисал с ролика и не срабатывался нерав-
номерно по ширине. У современных производительных печей
опорные ролики достигают больших размеров. Например, у печи
5X185 м диаметр ролика равен 1700 мм, а его ширина —
1200 мм. В большинстве случаев опорные ролики выходят из
строя в результате постепенного износа их рабочей поверхно-
сти, уменьшения диаметра и потери правильной формы. Иног-
да они разрушаются из-за большой перегрузки опоры или из-
за дефектов, допущенных при отливке.

Контактные напряжения смятия и зависящие от них каса-
тельные напряжения, появляющиеся в верхних слоях металла
из-за упругого скольжения бандажей по роликам, являются
основными внутренними напряжениями, оказывающими влия-
ние на долговечность работы роликов.

Ролик и опирающийся на него бандаж имеют цилиндриче-
скую форму; оси их параллельны. Сталь, применяемая для изго-
товления роликов и бандажей, обычно одинакова по модулю
упругости и коэффициенту Пуассона (у=0,3). При этих ус-
ловиях ширина площадки контакта ролика с бандажом с и наи-
большее напряжение от смятия q0 определяются по уравнени-
ям [4]:

с =2,161/ -р-	см;	(114)

|/ Е Dp+D6

</0—0,591кг]см2,	(И5)

где р — усилие, воспринимаемое роликом от бандажа, отнесен-
ное к 1 см ширины бандажа, в кг’, если общее давле-
ние на опору равно Q кг и ширина бандажа составляет
Ь см, то

р=0,578у кг]см;

Dp, D6 — внешние диаметры ролика и бандажа в см;

Е — модуль упругости стали, из которой отлиты ролик
и бандаж (для углеродистой стали Е=2 • 10е кг/см2).

У мощных печей, например у печи 4,5/5X135 м, давление на
опору равно в среднем Q =400 т, ширина бандажа составляет
6=900 мм, а его диаметр £>^=5000 мм, диаметр опорного роли-
ка Dp = 1700 мм. Давление, приходящееся на 1 см ширины ро-
лика этой печи,
0,578 - 400 000 осоп ,
р==—-----------------—---—^2580 кг]см;

ширина площадки смятия металла при контакте с бандажом

с=2,16

/ 2580

2 - 10»

500  170

5004-170

9 мм;

напряжение от смятия

п =0,5911/ 2580 - 2 • 10« 500+170 — 3800 кг]см2.

40	500 - 170	'

Большие контактные напряжения возрастают еще больше,
если давление печи на опоры распределяется неравномерно.
Увеличение в 1,5—2 раза нагрузки на опору из-за неправильной
установки роликов по высоте — частое явление при эксплуата-
18*
ции вращающихся печей. В таких случаях контактные напря-
жения сжатия достигают 4500—6000 кг/см2. С еще большими
контактными напряжениями работают сильно перекошенные
опорные ролики: площадки контакта уменьшаются. В обоих
случаях повышение контактных напряжений сопровождается
усиленным износом соприкасающихся рабочих поверхностей
роликов и бандажей, изменением структуры металла и концент-
рацией напряжений в его поверхностных слоях.

При выборе размеров ролика и его оси, кроме расчета роли-
ка на контактные напряжения, производят также проверку его
оси на прочность от среза ее давлением корпуса печи. При этом
давление на ролик следует относить не к двум, а к одному се-
чению оси, потому что при перекосе ролика оно распределяется
не по всей его ширине, а сосредоточивается у одного из его
торцов.

Своими цапфами ролики печей опираются на подшипники
скольжения. По назначению подшипники являются одними из
наиболее ответственных частей печи, а по конструкции, которую
они имеют, это наименее совершенные ее рабочие детали. Как
печи прежних выпусков, так и современные, большие по разме-
рам и производительности вращающиеся печи работают на
громоздких подшипниках скольжения, которые создают боль-
шое сопротивление вращению цапф роликов, требуют большого
внимания со стороны обслуживающего персонала и, несмотря
на это, ненадежны в эксплуатации. Особенно несовершенна их
картерно-ковшовая система смазки с периодической заменой
отработанного масла свежим. В существующих конструкциях
подшипников отсутствуют также приспособления для смазки
упорных колец и сменных накладок вкладышей подшипников,
т. е. приспособлений для снижения «торцового» трения (см.
стр. 278). Из-за этого кольца и накладки работают при сухом
или полусухом трении, быстро изнашиваются и повышают общий
коэффициент трения подшипников.

Так как на подшипники опорных роликов излучается тепло
горячего корпуса печи, они оборудуются устройствами для ох-
лаждения их проточной водой. Кроме того, рекомендуется от
теплового излучения корпуса защищать их легкими экранами.

Корпуса подшипников изготовляются отдельно для каждой
цапфы ролика или они объединяются (сдваиваются) при помо-
щи общего основания, образуя общий опорный узел для пра-
вой и левой цапфы. Подшипники первого вида встречаются у
печей малой и средней производительности старых конструк-
ций. Они просты для отливки и обработки, но менее удобны
в эксплуатации по сравнению с подшипниками второго вида,
на которые, как правило, опираются современные печи большой
производительности. Опорные ролики, покоящиеся в сдвоенных
подшипниках, удобнее устанавливать в нужное положение от-
носительно оси печи. Кроме того, металлическое корытообраз-
ное звено, связывающее правое и левое основание подшипников,
служит одновременно ванной для сбора масла, которое может
вытекать из подшипников, когда их уплотнительные приспособ-
ления не исправны. Ванны сдвоенных подшипников, устраняя
возможность соприкосновения масла с бетоном, предохраняют
фундаменты от промасливания и преждевременного разруше-
ния. При эксплуатации же вращающихся печей, опирающихся
на обычные, несдвоенные подшипники, часто наблюдается со-
прикосновение масла с бетоном, и происходит преждевременное-
разрушение фундамента.

Подшипники опорных роликов различаются также располо-
жением вкладышей: у одних подшипников верхняя плоскость
вкладыша перпендикулярна направлению давления» корпуса,
действующего на ролик, и, следовательно, наклонена к гори-
зонту, а у других эта плоскость занимает горизонтальное поло-
жение. В подшипниках первого вида, более сложных в изготов-
лении, давление распределяется равномерно по всей поверхно-
сти вкладыша, тогда как в подшипниках второго вида, более
простых для отливки и обработки, часть поверхности вкладыша
остается не загруженной при работе.

На фиг. 114, а приведена схема подшипника опорного роли-
ка, предназначенного в основном для печей малой и средней
производительности. Такими подшипниками оборудовались в;
последние годы реконструируемые печи устаревших конст-
рукций.

Простой по форме корпус этого подшипника имеет большую-
жесткость и относительно небольшой вес. Внутренняя опорная
поверхность корпуса обработана в виде вогнутой сферы, на!
которую шаровидной нижней частью накладывается вкладыш,
наклоненный к горизонту. Винт 1 фиксирует приданное вклады-
шу положение. Две стальные планки 3, прикрепленные к верх-
ней плоской поверхности вкладыша, устраняют возможность-
провертывания вставленной во вкладыш бронзовой полувтулки 2,
Каналы, имеющиеся во вкладыше, предназначены для цир-
куляции охлаждающей воды: по трубке 7 она подводится
к вкладышу, а по трубке 8—отводится от него. Трубка 4 пред-
назначена для ввода во вкладыш сжатого воздуха, когда необ-
ходимо удалять из него воду, например, при остановке печи
в холодное время года. К одному из торцов полувтулки при-
креплена бронзовая накладка 5, которая при работе печи со-
прикасается с упорным кольцом ролика и воспринимает его
давление. При помощи ковшей 9, приваренных к концам сталь-
ной планки, которая, в свою очередь, жестко присоединена
к торцу вращающейся оси ролика, происходит подъем масла из
картера подшипника. Выливаясь в подвешенную коробку 6,
масло через рассверленные в ней отверстия равномерно рас-

пределяется по цапфе ролика. Подшипник снабжен войлочным
уплотнением со стороны входа в него цапфы и закрыт сталь-
ной крышкой с противоположной стороны.

Площадь соприкосновения верхней и нижней частей этого
подшипника очень мала, поэтому здесь в подшипник проникает
пыль. Недостатком подшипника является также небольшой
объем картера для масла. Масло в картере из-за этого быстро
загрязняется.
На фиг. 114, б приведена схема сдвоенного подшипника
печи 3,6/3,3/3,6X150 м. Корпус подшипника имеет пустотелую
конструкцию с рубашкой для пропуска проточной воды. На
опорную плоскость корпуса устанавливается легкая крышка.
Широкая подошва крышки, соприкасаясь с опорной плоско-
стью, препятствует проникновению в подшипник пыли. Подош-
ва перекрывает горизонтально расположенный сменный брон-
зовый вкладыш, вставленный в подшипник, предохраняя его от
проворачивания. Большой по объему картер подшипника, спо-
собствующий снижению относительной загрязненности масла,
и развитая по объему система охлаждения корпуса подшипни-
ка создают благоприятные условия для его работы. Положи-
тельным в конструкции этого подшипника является также не-
большое количество входящих в него деталей. Практикой
использования сдвоенных подшипников печей 3,6/3,3/3,6X150 м
подтверждены их более высокие эксплуатационные качества по
сравнению с подшипниками других конструкций.

Окружная скорость цапф в подшипниках равна 0,06—
0,12 м/сек, а удельное давление на вкладыш не выходит за
пределы 20—40 кг/см2. Работу подшипников облегчает также
то, что правильно смонтированная печь вращается очень плав-
но, без динамических нагрузок. Несмотря на это, на многих
цементных заводах вкладыши подшипников опорных роликов
срабатываются быстро. Происходит это потому, что у значитель-
ной части работающих печей нагрузка на подшипники распре-
делена неравномерно, подшипники недостаточно защищены
от попадания в них пыли, замена загрязненного масла произ-
водится нерегулярно.

Подшипники опорных роликов нуждаются в усовершенство-
вании, которое позволило бы снизить коэффициент трения цапф1
о вкладыши, увеличить срок работы вкладышей без замены
новыми и устранить провисание корпуса печи на опорах из-за
неравномерного износа вкладышей. Наилучшим путем к дости-
жению этого является перевод вращающихся печей с подшип-
ников скольжения на подшипники качения [5].

Против каждой цапфы опорного ролика на фундаментных
плитах устанавливают упорный винт 10 (см. фиг. 114, б). Вин-
ты, вращаясь в неподвижных гайках 11, могут перемещаться
вдоль своих осей. Упорные винты препятствуют сдвигу.подшип-
ников по фундаментным плитам наружу от оси печи. При по-
мощи упорных винтов производят также перекашивание опор-
ных роликов относительно оси печи, когда это необходимо.
Вращение мощных упорных винтов при регулировании поло-
жения опорных роликов производится вручную. Чтобы частич-
но облегчить эту тяжелую работу, в современных конструк-
циях печен вместо упорных винтов применяют клинья, встав-
ляемые между неподвижными упорами на фундаментных пли-
тах и подшипниками опорного ролика. Перемещение клина
вдоль основания подшипника осуществляется вращением гайки,
навинченной на узкий, нарезанный конец клина.

«. КОНТРОЛЬНЫЕ РОЛИКИ И УПОРНЫЕ ПРЕДОХРАНИТЕЛЬНЫЕ
УСТРОЙСТВА

Из-за меняющихся тепловых воздействий на отдельные части
корпуса печи его равновесие на опорах может нарушиться,
и корпус начнет перемещаться по опорным роликам вверх или
вниз. Если перемещения невелики, то кромки бандажей не будут
свисать с роликов, ведущая и ведомая шестерни будут работать
с полным зацеплением подлине зубьев и не нарушится нормаль-
ная работа сопряженных деталей уплотнительных устройств
печи.

Для контроля положения корпуса печи 1на опорах у одной из
опор (обычно близ которой смонтирован приводной механизм
печи) устанавливают два контрольных ролика: один с правой,
а другой с левой стороны бандажа. Контрольные ролики распо-
лагают на таком расстоянии один от другого, при котором зазор
между каждым роликом и бандажом, занимающим среднее по-
ложение между ними, равен 20—60 мм. При меньшем зазоре
работа печи сопровождалась бы почти постоянным давлением бан-
дажа на один из роликов, изнашиванием соприкасающихся по-
верхностей этих и других деталей контрольного устройства.

В пределах принятого зазора бандаж вместе с корпусом сме-
щается по опорным роликам, не соприкасаясь с контрольными.
При дальнейшем смещении корпуса бандаж производит давле-
ние на контрольный ролик, который начинает вращаться, сигна-
лизируя о максимально допустимом смещении корпуса вдоль оси
и о необходимости принять меры к восстановлению равновесия
его на опорах. Контрольные ролики не являются постоянными
упорами, противодействующими движению корпуса по опорам
вверх или вниз, но временно они играют эту роль, поэтому они
должны быть настолько прочными, чтобы выдерживать давле-
ние, производимое на них бандажом, пока корпус не будет уста-
новлен в среднее положение.

На фиг. 115, а приведена схема контрольных роликов печи
3,6/3,3/3,6x150 м. Основой установки являются две полые сталь-
ные стойки /, жестко соединенные между собой и с фундамент-
ной плитой опоры при помощи болтов. В центрально располо-
женные отверстия стоек вставлены стальные оси 2 цилиндриче-
ской формы. Установочные винты (на фиг. 115, а не показаны),
проходящие через стенку стоек и входящие в тело оси, предот-
вращают ее вращение в стойке. На каждую из осей свободно
надеты ролики 4 с предварительно впрессованными в них брон-
зовыми втулками 3, составленными из двух частей. Смазка тру-
щихся поверхностей установки производится при помощи от-

Фиг. 115. Конструктивные схемы контрольных роликов печей:
а — размером 3,6/3,3/3,6x150 М; б — размерами 4,5/5x135 и 4,5x170 м.

дельной циркуляционной смазочной системы. Крышка 5, плотно
и прочно прикрывающая ролик сверху, предохраняет масло от
утечки из смазочной системы и от запыления.

Опытом эксплуатации печей 3,6/3,3/3,6X150 м установлено.
Фиг. 116. Схема распределения усилий
на элементы контрольного ролика.

что их контрольные ролики обладают вполне достаточной проч-
ностью для сопротивления тому большому давлению, которое
периодически производит на них бандаж. Однако бронзовые
втулки роликов недолговечны: из-за большого удельного давле-
ния, неравномерного распределения масла по трущейся поверх-
ности и весьма малой окружной скорости ролика, не способ-
ствующей созданию масляного клина между втулкой и осью,
втулка быстро изнаши-
вается. При несвоевре-
менной замене изношен-
ной втулки новой из-
нашивается также и
ось.

На фиг. 115,6 приве-
дена схема контрольных
роликов, которыми обо-
рудованы вращающиеся
печи 4,5/5X135 м и 4,5Х
Х170 м конструкции за-
вода «Полизиус» (ГДР).
Контрольные ролики этих
печей имеют малую высо-
ту и собраны на подшип-
никах качения в отличие
от контрольных роликов
прежних конструкций, со-
бираемых на подшипни-
ках скольжения.

Основой ролика и здесь является неподвижная стойка 6, ко-
торая через жесткую раму сварной конструкции (на фиг. 115, б
не показана) прочно связана с фундаментной рамой опоры при
помощи болтов. Ролик, опирающийся на упорный подшипник 8,
может свободно вращаться вокруг стойки, когда бандаж кор-
пуса печи приходит в соприкосновение с ним. Радиально направ-
ленное давление, производимое бандажом на контрольный ролик,
воспринимается роликоподшипником 7.

Смазка к подшипникам подводится периодически по масло-
проводу 10 и отводится по маслопроводу 9. Плотная крышка
сверху и лабиринтовое уплотнение сбоку защищают подшипни-
ки ют проникновения в них пыли.

Чтобы при соприкосновении вращающегося бандажа с конт-
рольным роликом трение между ними было минимальным,
бандаж должен катиться по ролику. Это возможно при условии,
если общая вершина конусов, образованная продолжением ско-
| шенных рабочих поверхностей бандажа и ролика (фиг. 116),
расположена в точке пересечения осей, вокруг которых враща-
ются бандаж и ролик. Отсюда следует, что тангенс угла скоса
рабочих поверхностей бандажа и ролика

tg?=^.	(Н6)

где D и dH— соответственно наружный диаметр бандажа и наи-
больший диаметр ролика.

Чтобы контрольные ролики были надежны в работе, следует
при конструировании в качестве усилия G2, производящего дав-
ление на ролик, принимать полное значение составляющей веса
вращающейся части печи, направленной вдоль оси печи, не
принимая во внимание трение скольжения бандажей по опор-
ным роликам, противодействующее их смещению по роликам.

По горизонтально направленному давлению Pi, равному
Pi = G2 cos ₽, выбирают верхний опорный подшипник ролика,
а по давлению Р2, направленному по вертикали и вычисляемому
по уравнению Р2 =G2 sin 0, производят выбор нижнего упор-
ного подшипника.

Из равенства моментов Pia=F3e находят усилие Рз, растяги-
вающее болты стойки, расположенные с одной из ее сторон.
Под действием усилия Pi происходит срез болтов.

Давлению бандажа может подвергаться не только нижний,
но и верхний контрольный ролик, что наблюдается при непра-
вильном перекосе опорных роликов, а также при изменяющемся
температурном режиме печи. Однако чаще и более сильно бан-
даж производит давление на нижний ролик, причиной чему яв-
ляется постоянно действующая, направленная вдоль оси кор-
пуса составляющая веса вращающейся части печи.

Давление на ролик может быть незначительным и очень
большим в зависимости от правильности установки опорных ро-
ликов относительно оси печи, чистоты их рабочих поверхностей
и рабочих поверхностей бандажей и от других причин. Напри-
мер, контрольный ролик будет подвержен сильному давлению,
если рабочие поверхности части бандажей корпуса по какой-ли-
бо причине окажутся промасленными.

Из-за давления бандажа на контрольный ролик в месте со-
прикосновения их возникают контактные напряжения сжатия.
Так как угол скоса ролика незначителен, можно принять, что ро-
лик имеет форму цилиндра, а коническая поверхность бандажа
рассматривается как плоскость. Тогда при качении цилиндра
по плоскости ширина площадки с контакта ролика с бандажом
и наибольшее напряжение сжатия qo определяются из уравне-
ний [4].
с=2,16р^^см\ ?о=О,591|//	кг/см2,

где р— нагрузка на единицу длины образующей цилиндра в кг]см;
dcp — средний диаметр контрольного ролика в см.

Контактные напряжения сжатия между бандажом и контроль-
ными роликами могут достигать очень больших значений, по-
этому при частом и продолжительном соприкосновении с банда-
жом эти ролики быстро изнашиваются. Наилучшее средство
увеличения срока работы контрольных роликов — приведение
корпуса печи в устойчивое положение на опорных роликах, при
котором бандаж не приходит с ними при работе в соприкосно-
вение.

При неправильной эксплуатации печи ее корпус, смещаясь по
•опорным роликам, может разрушить контрольный ролик и, про-
должая поступательное движение, сползти своими бандажами с
•опорных роликов. Для предотвращения такой аварии печи на
одной из ее опор, с правой и левой стороны бандажа, устанавли-
вают прочные неподвижные упоры, связанные между собой
стальными тягами, а также жестко соединенные болтами с фун-
даментной плитой опоры. Расстояние между каждым упором и
бандажом выбирается на 30—50 мм больше ширины зазора меж-
ду бандажом и контрольным роликом. Так как упоры неподвиж-
ны, то при давлении на них бандажа возникает сила трения та-
кой большой величины, что приводной электродвигатель перегру-
жается и выключается. У печей новых конструкций на упорных
предохранительных устройствах устанавливаются конечные элек-
тровыключатели, которые прерывают поступление тока в при-
водной электродвигатель при соприкосновении бандажа с упором.

9.	ПРОДОЛЬНОЕ СМЕЩЕНИЕ КОРПУСА ПЕЧИ ПО ОПОРНЫМ
РОЛИКАМ

Вращающиеся печи устанавливаются с наклоном к гори-
зонту, равным 3—6%, поэтому составляющая силы тяжести печи
<?2, направленная вдоль ее оси (фиг. 117) и равная Gsina, стре-
мится сдвинуть корпус печи вниз, к головке. Смещению корпуса
противодействует сила трения скольжения между бандажами и
опорными роликами, направленная противоположно смещаю-
щей силе и равная F=fG cos а. При работе бандажи и ролики
содержатся сухими, поэтому коэффициент трения скольжения
между этими деталями равен /=0,15^-0,20

Сила, противодействующая сдвигу корпуса по роликам, при-
близительно в четыре раза больше сдвигающей силы. Казалось
бы, что при таком соотношении действующих на корпус печи
сил он не должен смещаться по ее опорным роликам. В дей-
ствительности это наблюдается при нерабочем состоянии печи,
но как только печь с параллельно установленными роликами
включается в работу, ее корпус тотчас начинает смещаться
вниз. Чтобы остановить это смещение, требуется часть роликов
печи перекосить на некоторый угол относительно ее оси. Отсю-
да следует, что при вращении печи между ее бандажами и

Фиг. 117. Схема распределения
усилий, действующих на опор-
ный ролик.

Фиг. 118. Схема скольжения тела
по наклонной плоскости.

опорными роликами, кроме сил F и Gz, действует еще дополни-
тельное усилие, которое, суммируясь с осевой составляющей Gz
силы тяжести корпуса печи, превышает силу трения F между ее
бандажами и роликами. Выясним, что является этим дополни-
тельным усилием и при каких условиях оно возникает.

Силу трения при скольжении тела вниз в заданном направ-
лении можно уменьшить, заставив тело скользить под углом к
этому направлению [6]. Если тело весом G лежит на наклонной
плоскости, расположенной к горизонту под углом а (фиг. 118),
то составляющая силы тяжести G sin а не сдвинет тело вниз до
тех пор, пока сохраняется неравенство а <	( <р — угол тре-

ния). Однако достаточно приложить к телу дополнительную си-
лу Т, чтобы оно начало скользить по наклонной плоскости по
направлению равнодействующей сил G sin а и Т. Это явление
широко используется в технике для облегчения производства
многих операций. Например, когда вставляют плотно пригнан-
ный стакан во втулку, его повертывают вправо или влево; во
время опиловки деталей напильник при движении вперед одно- •
временно смещают также несколько вправо.

Такое же явление, т. е. принудительное смещение вращаю-
щихся бандажей относительно опорных роликов, вместе с дей"
ствием составляющей силы тяжести корпуса, направленной
вдоль его оси, приводит к возникновению равнодействующей.
Эта равнодействующая по своей величине превосходит силу
трения скольжения бандажей по роликам при сдвиге корпуса
вниз вдоль своей оси. При создании таких условий корпус печи
начинает сползать к ее головке.

Теперь необходимо выяснить причину принудительного сме-
щения — скольжения — бандажей печи относительно опорных
роликов, направленного перпендикулярно к их осям.

Опорные ролики и банда-

Фиг. 119. Схема распределения усилий
и деформаций в месте контакта
вращающихся деталей.

жи — фрикционные по роли и
цилиндрические по форме де-
тали печи. Работа этих дета-
лей при передаче ими мощно-
сти сопровождается попереч-
ным смещением (скольже-
нием) одна относительно дру-
гой и в тех случаях, когда они
имеют достаточное сцепление
между собой. Причинами воз-
никновения скольжения слу-
жат упругие свойства мате-
риала, из которого изготовле-
ны эти детали, и усилие, про-
тиводействующее вращению

ведомой детали ведущей.

Сущность упругого скольжения пары бандаж — опорный ро-
лик заключается в следующем. В результате давления бандажа
на ролик (фиг. 119) соприкасающиеся поверхности этих деталей
сминаются, образуя площадку. Величина площадки зависит от
сорта стали, из которой они изготовлены, и от величины давления,
производимого бандажом на ролики. Так как вращению бан-
дажа противодействует реактивный момент вращения ролика,
возникающий в результате трения цапф ролика о вкладыши под-
шипников, одновременно с радиально направленной деформа-
цией ролик и бандаж деформируются в тангенциальном направ-
лении.

При вращении бандажа и преодолении им реактивного мо-
мента ролика материал бандажа сжимается на участке 1 и
несколько растягивается на участке 2 (на фиг. 119 сжатие ма-
териала отмечено более частой штриховкой, чем растяжение).
Так как ролик препятствует вращению бандажа, его материал
сжимается на участке 2 и растягивается на участке 1. Вслед- 
ствие этого при повороте бандажа на угол -[ точка а, располо-
женная на наружной поверхности бандажа, переместится не в
точку Ь, соответствующую углу поворота у , а в точку с. Таким
образом, при повороте на угол бандаж проскальзывает по
опорному ролику на величину Ьс. Это скольжение называется
упругим.

Упругое скольжение, проявляющееся при вращении
печи между ее бандажами и опорными роликами и направленное
перпендикулярно к осям вращения роликов, является причиной
смещения корпуса печи по опорным роликам вниз, к головке
печи. При упругом скольжении бандажей по роликам (см. фиг.
117) преодолевается сила трения F—f Gi.

Касательное усилие, возникающее при восстановлении дефор-
мированным металлом своей прежней формы и являющееся
одновременно той поперечно направленной силой Т, которая
сдвигает бандаж по роликам в поперечном направлении, пре-
одолевает силу трения F. Это усилие равно по величине силе
трения и определяется из уравнения [7]

T=/G1.	(117)

Силы G2 и Т, смещающие корпус (первая вдоль его оси, а
вторая в перпендикулярном к ней направлении), преодолевают
одно и то же сопротивление — трение скольжения между бан-
дажами и роликами. Скорость смещения корпуса вдоль его оси
voc и перпендикулярно направленная к ней скорость его упру-
гого скольжения vvc пропорциональны силам, которые вызы-
вают эти смещения. Следовательно скорость смещения корпуса
по опорным роликам вниз, к головке печи, равна

»ос= vyc & , или voc = В v6 ,	(118)

/О1	/Gi

где £ — коэффициент, выражающий зависимость скорости упруго-
го скольжения бандажа от его окружной скорости.

Скорость смещения корпуса печи по опорным роликам зависит
лишь от величины реактивного момента, препятствующего вра-
щению роликов, и упругих свойств стали, из которой изготов-
лены ролики и бандажи. Если бы вращение печи не сопровожда-
лось сопротивлением сил трения и сталь, применяемая для изго"
товления роликов и бандажей, обладала абсолютной твердостью,
не наблюдалось бы упругое скольжение бандажей по роликам и
не происходило бы сдвига корпуса по ним вниз, к головке печи.

Как велика скорость упругого скольжения бандажей по роли-
кам работающих вращающихся печей? Из-за отсутствия тео-
ретических исследований и опытных данных точно ответить на
этот вопрос пока еще не представляется возможным. Для фрикци-
онных передач с цилиндрическими колесами в зависимости от
материала колес, вида подшипников и их состояния скорость
упругого скольжения рекомендуется принимать равной 0,02—0,05
окружной скорости ведущего колеса ‘[8]. Эти величины можно
принять в качестве ориентировочных и для скорости упругого
скольжения бандажей вращающихся печей по опорным роли-
кам, причем большие значения — для тех из них, опорные роли-
ки которых изношены и содержатся в плохом состоянии.

Из сказанного о причине смещения корпуса печи по опор-
ным роликам к головке печи следует, что скорость смещения
корпуса можно снизить до минимальной величины уменьшением
трения в подшипниках опорных роликов и усилением жесткости
рабочих поверхностей бандажей и роликов.

Для осуществления этого необходимо при эксплуатации уже
установленных печей содержать в исправности цапфы роликов
и вкладыши их подшипников, нормально смазывать и предохра-
нять подшипники от загрязнения. При создании новых печей не-
обходимо вводить изменения в конструкции подшипников, сни-
жающие коэффициент трения между цапфами и вкладышами,
а также производить поверхностную закалку бандажей и роли-
ков для повышения их твердости и износоустойчивости.

10.	РАСПОЛОЖЕНИЕ ОПОРНЫХ РОЛИКОВ ОТНОСИТЕЛЬНО оси
ПЕЧИ

У вращающейся печи ролики на опорах располагают по схе-
мам, представленным на фиг. 120. Когда оси роликов располо-
жены параллельно оси корпуса печи и, следовательно, оси бан-

Фиг. 120. Правильные схемы расположения опорных роликов на фундаментной
плите печи:

а — ролики параллельны оси печи; б — ролики перекошены относительно оси печи в одну
и ту же сторону.

дажа (фиг. 120, а), вращение роликов не вызывает осевого
сдвига катящегося по ним бандажа. Так располагается большая
часть опорных роликов нормально смонтированной вращающей-
ся печи. Если ролики расположены так, что их оси повернуты
в одном и том же направлении относительно оси корпуса печи
на небольшой угол ₽ (фиг. 120, б), то скорость вращения каж-
дого из роликов разлагается на две составляющие скорости vt
и v2, причем Ui = v2 tg Ри направлена вдоль оси корпуса печи
(у2 — скорость вращения бандажа).

Так как катящийся по роликам бандаж оказывает на них
давление, то при движении каждой точки ролика, соприкасающей-
ся с бандажом, возникает сила трения скольжения между этими
двумя деталями. Она смещает бандаж и, следовательно, корпус
печи вдоль его оси со скоростью vt. Если бы требовалось произ-

Фиг. 121. Неправильные (недопустимые) схемы расположения опорных роликов
на фундаментной плите:

а — ролики одной опоры перекошены в одну сторону относительно оси печи, а другой —
в Другую; б — ролики одной опоры перекошены в противоположные стороны относительно
оси печи.

вести смещение корпуса вдоль оси в обратном направлении, то
ролики нужно было бы повернуть относительно оси корпуса
в другую сторону.

Установка роликов на опоре по схеме б, именуемая на прак-
тике перекашиванием роликов, применяется как вынужденная
мера против смещения корпуса печи вниз, к головке печи.

На фиг. 121 приведены две схемы расположения роликов на
опорах, применение которых запрещено правилами технической
эксплуатации печи, но которые применяются иногда на заводах.
Когда один ролик перекашивается в одну сторону, а другой
в противоположную (схема б) или когда на одной опоре ролики
перекошены вправо, а на соседней влево (схема а), то их дейст-
вие на бандаж уравновешивается, смещения корпуса по роли-
кам не происходит, а работа по созданию противоположно на-
правленных сил трения является бесполезной.

Перекашивание опорных роликов сопровождается многими
отрицательными последствиями. Из-за трения скольжения пере-
кошенные ролики и катящиеся по ним бандажи сильно изнашш
ваются, приобретая конусность. Износ же опорных деталей, печи

19

А. И. Богаиов
и искажение их формы — одна из основных причин нарушения
прямолинейного расположения корпуса на опорах. Смещая бан-
дажи, перекошенные ролики силой реакции сами сдвигаются
в противоположном направлении и, прижимаясь к торцам вкла-
дышей подшипников, вызывают дополнительное («торцовое»)
трение в подшипниках. Эта же сила реакции сдвигает плиты
опорных роликов по фундаментам печи, что приводит к необхо-
димости усиливать прочность как самих плит, так и деталей их
крепления с фундаментами. Из-за перекашивания роликов воз-
растает нагрузка на приводной механизм печи, увеличиваются
напряжения в его деталях и ускоряется их износ.

Чтобы уменьшить отмеченные отрицательные последствия
перекашивания роликов, необходимо их перекашивать только
в одном, нужном направлении и только то их минимальное ко-
личество, которое определяется расчетом, приводимым ниже.

Если к корпусу печи приложить усилие, направленное проти-
воположно осевой составляющей его веса и равное ей по вели-
чине, то, как бы ни было велико упругое скольжение бандажей
по роликам, корпус не будет смещаться по ним вниз, к
печи. Условие равновесия корпуса на опорных роликах
представить, следовательно, уравнением

nfG' > О2.

Отсюда число роликов, подлежащих перекосу,
Gs	I i. t С

п> —
fG'

где G2— составляющая веса вращающейся части печи,
ленная вдоль ее оси, в zn;

/ — коэффициент трения между роликами и бандажами без
смазки, равный 0,15 — 0,20;

G' — давление, производимое вращающейся частью печи на
один ролик, в tn.

Чтобы устранить смещение по опорным роликам вниз корпу-
са печи 3,6/3,3/3,6X150 м, вес которого вместе с футеровкой и
обжигаемым материалом составляет приблизительно 1600 т
(давление на ролик в среднем 100 т, угол наклона печи а = 2°2(У),
необходимо перекосить

головке
можно

(И9)

направ-

1600 sin 2°20'

П—-------------

0,15 • 100

5 роликов.

Перекошенные ролики силой трения скольжения должны
сдвигать корпус печи с такой же скоростью, с какой он смеша-
ется вниз под действием силы тяжести, направленной вдоль его
оси. Поэтому угол ₽, на который следует отклонить оси роликов
от оси корпуса печи, определяют из уравнения

/Gi

После сокращений

tg₽ = ^.	(120)

fGi

Если принять 5=0,04, то для печи 3,6/3,3/3,6X150 м.

например

tg₽

0,04- 1600sin2°20'

0,15 • 1600cos2°20'

0,00108,

отсюда 3 = 40'.

11.	УСТРОЙСТВА ДЛЯ ПИТАНИЯ ПЕЧИ ТОПЛИВО-ВОЗДУШНОЙ
СМЕСЬЮ

•

Во вращающихся печах сжигают каменный уголь, мазут
и природный газ. Иногда для обжига клинкера применяются
низкокалорийные виды топлива (торф, сланцы и др.). Большин-
ство отечественных цементных заводов работало на каменном
угле, но в последние годы в связи с быстрым развитием нефтя-
ной промышленности и открытием новых богатых газовых место-
рождений значительно возросла и продолжает возрастать доля
обжига клинкера на мазуте и особенно на природном газе.

Если печь работает на угле, то он вводится в нее в порошко-
образном виде, чтобы ускорить процесс его сгорания и достичь
высокой температуры факела горения. Углевоздушная смесь
вдувается в печь вентилятором по напорному трубопроводу,
являющемуся по своему назначению форсункой печи, со скоро-
стью 40—75 м/сек у выходного конца. На создание заданной ско-
рости движения углевоздушного потока расходуется большая
часть напора дутьевого вентилятора, равного 500—800 мм вод. ст.

В зависимости от количества подаваемого в печь первичного
воздуха форсунка состоит из одной или двух параллельно распо-
ложенных труб, сваренных из стальных листов толщиной 3—
5 мм. Так как при работе приходится вдвигать форсунку в глубь
печи или, наоборот, выдвигать ее из печи и таким путем изме-
нять положение факела горения топлива по длине печи, форсун-
ке придают телескопическую конструкцию.

Из-за нагрева жесткость конца форсунки, введенного в печь,
снижается, поэтому он может прогибаться и изменять заданное
направление поступающей в печь углевоздушной смеси. Чтобы
устранить изгиб форсунки, ее оборудуют ручным или механиче-
ским приспособлением для поворота ее внешней части, вводимой
в печь.

На фиг. 122 приведена схема углевоздушной форсунки печи
3.,6/3,3/3,6 X 150 м. Форсунка, присоединенная к дутьевому вен-
тилятору 8, состоит из двух параллельно расположенных труб;
По длине каждая труба образована из двух частей: неподвиж-
ной 6, жестко соединенной с вентилятором, и подвижной 1, наде-
той на неподвижную. Конец трубы 1 снабжен уплотнительным
приспособлением 5 (см. узел В), предупреждающим выдувание
углевоздушной смеси через зазор между трубами. Неподвижная
часть форсунки покоится на швеллерах 7, а подвижная жестко
подвешена к раме 4, опирающейся своими скатами на параллель-
но установленные неподвижные направляющие 12. Вращая
при помощи храповика валик 9, на котором жестко посажена
зубчатая шестерня 10, находящаяся в зацеплении с зубчатой
рейкой 11, можно перемещать вдоль их продольной оси подвиж-
ную раму 4 и, следовательно, внешние трубы форсунки.

На каждую подвижную трубу жестко посажен фланец 2
с радиально расположенными отверстиями (см. узел Д). При
помощи ломика, вводимого поочередно в отверстия фланца, пе-
риодически поворачивают подвижные трубы около их осей. Под-
вижная труба составлена из двух отрезков, шарнирно соединен-
ных между собой: соединяемые концы отрезков труб имеют
форму выпуклой и вогнутой сферы (см. узел Б). При такой кон-
струкции соединения трубы можно при помощи болтов, имею-
щихся в обойме 3, которая подвешена к подвижной раме, пово-
рачивать в шарнирах и изменять направление выбрасываемого
из них потока углевоздушной смеси.

В практических условиях перемещение внешней части фор-
сунки вдоль оси достигается с большим трудом. Еще большее
усилие требуется для поворачивания внешних труб относительно
’внутренних, так как зазор между трубами при работе
форсунки забивается углем. Эти же недостатки присущи и угле-
воздушным форсункам других конструкций, применяемых на
заводах. Недостатки приспособлений для передвижения и пово-
рота концевой части форсунки проявлялись бы при работе зна-
чительно слабее, если бы эти приспособления и сами форсунки
периодически разбирались и очищались от угольной пыли.

Чтобы уголь поступал в форсунку равномерно, между бунке-
ром и форсункой устанавливают шнековые или лопастные пита-
тели, приводимые в движение от электродвигателей постоянного
тока. Изменяя число оборотов электродвигателей, регулируют
количество поступающего в форсунку угля.

 .При работе печей на мазуте его. предварительно готовят
Фиг. 122. Схема форсунки для введения углевоздушной смеси в печь 3,6/3,3/3,6X150
i	•'

Фиг. 123. Схема подготовки мазута к сжиганию.
к сжиганию: подогревают и очищают от воды и механических
примесей. Подача мазута в печь производится механическими
форсунками. Давление перед форсункой поддерживается рав-
ным 22—25 ати. При таком давлении удается преодолеть сопро-
тивление форсунки движению через нее мазута и создать ско-
рость вылета частичек, равную приблизительно 60 м]сек. Дав-
ление создается насосами.

Схема подготовки мазута к сжиганию приведена на фиг. 123
[9]. Перед поступлением в форсунки мазут подвергается дву-
кратному подогреву и двукратной очистке от воды и механиче-
ских примесей. Первичный подогрев (до 50—60°) производится
в открытых, соединенных с атмосферой топливных баках 1, а вто-
ричный (до 100—110°)—в закрытых трубчатых подогревате-
лях 6. Находясь в баках первичного подогрева, мазут освобож-
дается от содержащейся в нем воды, которая собирается в нижней
части баков и периодически выпускается из них в дренаж 3.

Перед поступлением в центробежные насосы 7 мазут прохо-
дит через фильтры грубой очистки 4. Вторая, тонкая очистка
мазута совершается в фильтрах 5, расположенных между насо-
сами и форсунками, где от мазута отделяются растительные
волокна и другие примеси.

Загустевание мазута в трубопроводах и их закупорка в слу-
чае остановки печей и прекращения подачи в них мазута преду-
преждается тем, что система трубопроводов сделана кольцевой,
представляющей возможность потоку мазута двигаться также
в обратном направлении. Через патрубки 2 производится опо-
рожнение топливных баков в аварийных случаях.

От форсунок, применяемых для распыления мазута, требу-
ется, чтобы они допускали регулирование количества проходя-
щего через них мазута, а также конусности веера, образующегося
из распыленного мазута; были просты по устройству и легки по
весу, устраняли возможность пропуска в печь чрезмерно боль-
шого количества мазута, опасного при воспламенении для цело-
стности печи, и не были слишком чувствительны к мелким меха-
ническим примесям в мазуте.

Если во вращающихся печах в качестве топлива используют
природный газ, то его также предварительно подвергают подго-
товке к сжиганию, заключающейся в очистке от влаги, пониже-
нии давления до необходимой величины (фиг. 124).

Установка для подготовки газа к сжиганию состоит из двух
параллельно расположенных газопроводов: рабочего 3 и запас-
ного 2. На рабочем газопроводе имеется полный комплект кон-
трольно-измерительных приборов. При неисправности рабочего
газопровода временно включают запасной. По газопроводу 4
часть газа из рабочего трубопровода может отводиться для ис-
пользования на бытовые нужды. В водоотделителе / задержива-
ются частицы воды, если они имеются в газовом потоке.

Газ вводится в печь под давлением 2—2,5 ати по отдельному,
центрально расположенному трубопроводу. Первичный воздух
подается или по одному трубопроводу, установленному выше
газопровода, или по двум, помещенным один выше, а другой ни-
же газопровода. Газовой форсункой является отрезок трубы

4th

- (7) Панонетр

f	Редукционный клапан

И ДишррсшЛый газапер

(J Териометр

х Клапан предохра-
т нательный

-м- Вентиль

Фиг. 124. Схема подготовки газа к сжиганию.

диаметром 75—100 мм. Конец форсунки, оканчивающийся пря-
мым срезом, располагается на расстоянии 1—1,5 м от порога
печи [10J..

12.	КОНСТРУКЦИИ УПЛОТНИТЕЛЬНЫХ УСТРОЙСТВ

Через зазоры между неподвижной головкой печи и ее вра-
щающимся разгрузочным концом, а также между загрузочным
концом и стенкой дымовой камеры в печь и камеру снаружи за-
сасывается холодный воздух, снижая тепловую эффективность
печи. Холодный воздух, поступающий в печь со стороны разгру-
зочного конца, понижает температуру горячих газов, а воздух,
поступающий в дымовую камеру, уменьшает разрежение в печи,
увеличивает объем отходящих газов и служит причиной пере-
грузки дымососа. Из-за подсоса в печь воздуха снаружи услож-
няется также управление тепловым процессом печи. Чтобы сни-
зить подсос наружного воздуха, печь оборудуют уплотнитель-
ными устройствами. Эти устройства играют значительную роль
в работе вращающихся печей, особенно печей с конвейерными
кальцинаторами, концентраторами шлама и циклонными тепло-
обменниками.
Разработка простых по конструкции и надежных в эксплуа-
тации уплотнительных устройств связана с большими трудностя-
ми, потому что корпус печи при работе смещается вверх или
вниз, удлиняется или укорачивается в зависимости от степени
нагрева, вращение концов корпуса часто сопровождается биени-
ем из-за изгибов, полученных при монтаже или вследствие на-
грева при работе, детали уплотнения подвергаются сильному
запылению и действию высокой температуры.

Ниже приводится описание наиболее распространенных
уплотнительных устройств, устанавливаемых на вращающихся
печах.

Фиг. 125. Схема уплотнения со скользящим кольцом:
а — кольцо опирается на корпус печи; б—кольцо опирается на
дополнительную неподвижную шайбу.

Уплотнение со свободно скользящим по поверхности корпуса
кольцом конструкции завода «Полизиус» (ГДР) состоит из сле-
дующих основных деталей (фиг. 125, а): чугунного или стально-
го кольца /, составленного из трех-четырех частей, плоской
стальной шайбы 2, приваренной к кольцу 3, и шайбы 4, окаймля-
ющей отверстие дымовой камеры. Кольцо 1 и неподвижная шай
ба 2, вставленная в выемку кольца, закрывают зазор между
камерой и корпусом печи.

Кольцо вращается вместе с печью, если при соединении от-
дельные части его сильно стянуты между собой, при этом трение
происходит между поверхностями кольца и неподвижной шай-
бы 2. При слабой посадке на корпус кольцо проскальзывает по
нему, истираясь и истирая корпус, что не рекомендуется. Чтобы
уменьшить трение между кольцом и шайбой 2, в зазор кольца
вводится смазка.

При работе печи с уплотнением в виде кольца, свободно на-
детого на корпус, наружный воздух проникает в дымовую каме-
ру лишь через лабиринтовый зазор между внутренними поверх-
ностями кольца и шайбы 2. Так как этот зазор мал, а путь дви-
жения воздуха через него длинный, в камеру засасывается очень
небольшое количество воздуха. При смещении корпуса вдоль
оси кольцо 1 не меняет своего положения относительно шайбы,
поэтому герметичность камеры не нарушается. Она не наруша-
ется и при небольшом биении конца корпуса.

Уплотнение может устанавливаться как на холодном, так и
на горячем конце корпуса. На его работе мало отражается вред-
ное влияние пыли и высокой температуры газового потока. Для
печей малого диаметра, сушильных барабанов и холодильников

Фиг. 126. Схема уплотнения с подвешенным кольцом.

печей это уплотнение — одно из наиболее пригодных и распро>-
страненных. С увеличением диаметра печи (свыше 3 м) возра-
стает вес кольца, усиливается трение между ним и шайбой,
а также корпусом печи и увеличиваются деформации кольца и
шайбы, что приводит к усложнению его эксплуатации и сниже-
нию эффективности уплотнения.

Иногда кольцо вставляют в гнездо, образованное стенкой
дымовой камеры и вспомогательной неподвижной обоймой 5
(фиг. 125, б). При такой конструкции уплотнения кольцо, опира-
ясь на обойму, не утяжеляет корпус печи. Работает оно по тому
же принципу, как и уплотнение с кольцом, подвешенным на кор-
пусе.

Уплотнение с подвешенным кольцом (фиг. 126) состоит из
неподвижного кольца 1, жестко прикрепленного к корпусу го-
ловки печи, и кольца 2, подвешенного над корпусом при помощи
стальных канатов 4, на концах которых закреплены грузы. Под-
бором грузов достигается такое положение кольца, при котором
оно совсем не производит или производит лишь минимальное
давление на верхнюю или нижнюю часть вращающегося корпуса.
Цилиндрические пружины 3, расположенные равномерно вокруг
корпуса, прижимают подвешенное кольцо к неподвижному коль-
цу. В изолированное таким путем внутреннее пространство го-
ловки печи воздух может проникать только через очень узкий
зазор между вращающимся корпусом и подвешенным над ним
кольцом.

Работа уплотнения не нарушается при перемещении корпуса
печи по опорным роликам вверх или вниз, а также и при биении

Фиг. 127. Уплотнение с промежуточным кольцом, подвешенным на двух
шарнирно звеньевых механизмах.

конца корпуса, если оно невелико. Уплотнение имеет простую
конструкцию и устойчиво работает при нормальных условиях
и при повышенной температуре.

Чтобы снизить засасывание воздуха в печь, необходимо под-
вешенному кольцу и части корпуса, над которой оно подвешено,
придавать правильную цилиндрическую форму. С увеличением
диаметра корпуса выполнение этого требования усложняется.

Уплотнение с промежуточным кольцом, подвешенным на
двух шарнирнозвеньевых механизмах (фиг. 127), устанавливает*
ся на загрузочном конце печей размером 3,6/3,3/3,6Х150 м.
Уплотнение составлено из трех основных частей: стального
фланца 1, жестко прикрепленного к корпусу печи и вращающе-
гося вместе с ним, промежуточного, подвешенного над корпусом,
кольца 2 и неподвижного, прикрепленного к дымовой камере,
стального кольца 4.

При помощи цилиндрических пружин, расположенных вокруг
корпуса (на фиг. 127 не показаны), подвешенное кольцо 2 по-
стоянно отжимается от дымовой камеры. Обратно к ней оно при*
ближается под давлением фланца 1, когда корпус движется по
опорным роликам вверх. Перемещаясь вдоль оси корпуса, про-
межуточное кольцо, однако, не меняет своего положения отно-
сительно корпуса в радиальном направлении. Поэтому установ-
ленный при монтаже уплотнения зазор между подвешенным
кольцом и выступом 3 кольца 4 остается постоянным.

Сложной по конструкции частью уплотнения является уст-
ройство для подвешивания кольца над корпусом печи. Подве-
шивание осуществлено при помощи двух, расположенных по
одну и другую сторону корпуса шарнирных четырехзвенных ме-
ханизмов, неподвижным звеном которых являются кронштей-
ны 5. Благодаря тому, что нижнее подвижное звено механизмов
короче верхнего, а боковые звенья по длине равны между собой,
перемещение правой и левой осей 6, на которых висит проме-
жуточное кольцо, происходит параллельно кронштейнам 5 и,
следовательно, оси корпуса печи.

Кронштейны 5, воспринимающие вес подвешенного к ним при
помощи шарнирнозвеньевых механизмов промежуточного коль-
ца, через упоры 7 и неподвижное кольцо 4 жестко связаны со
стенкой дымовой камеры. Воздух в дымовую камеру может за-
сасываться только через зазор между подвешенным кольцом 2
и выступом 3 неподвижного кольца 4. Так как этот зазор не
превышает 2—4 мм, в камеру снаружи попадает лишь очень не-
большое количество воздуха.

Перемещение корпуса печи по опорным роликам в преду-
смотренных пределах не нарушает нормальной работы уплотне-
ния потому, что соприкосновение подвешенного кольца с флан-
цем корпуса при этом непрерывно сохраняется. Оно не нару-
шается и при небольшом изгибе конца корпуса. Для снижения
трения между соприкасающимися поверхностями уплотнения
к ним подводится смазка.

Уплотнение с промежуточным кольцом, подвешенным при
помощи шарнирнозвеньевых механизмов, сложно по конструк-
ции, состоит из многих деталей, часть из которых находится
в движении и истирается. Уплотнение работает надежно, если
все его детали, особенно детали шарнирнозвеньевых механиз-
мов, точно изготовлены, правильно собраны, при эксплуатации
смазываются и изношенные своевременно заменяются новыми.

Уплотнение со стальным пластинчатым компенсатором
(фиг. 128, а) предназначено в основном для установки на загру-
зочном конце печей большого диаметра, реже на загрузочном
конце печей малого диаметра. Уплотнениями с пластин-
чатыми компенсаторами оборудованы, например, печи завода
«Полизиус» (ГДР) размером 4,5/5X135 м. Такие же уплотнения
имеет часть печей, изготовленных Уралхиммашзаводом.
Стальной пластинчатый компенсатор 2, прочно соединенный
со стороны дымовой камеры с ее неподвижной шайбой 1, а с
противоположной стороны — со стальным охватывающим кор-
пус печи кольцом 6, является основной частью уплотнения. При
помощи двух канатов 5 кольцо и компенсатор подвешены к ро-
ликам, опирающимся на параллельно расположенные горизон-
тальные балки перекрытия здания печей (нафиг. 128, а не пока-

Фиг. 128. Схемы уплотнений:

а— со стальным пластинчатым компенсатором; б — лабиринтовое уплотнение; в— уплот-
нение с прорезиненной лентой.

зано). Шпильки 5, установленные вокруг корпуса и жестко за-
крепленные в неподвижной шайбе 1, служат направляющими для
кольца при его возвратно-поступательном движении, которое вы-
зывается давлением на него фланца корпуса. При помощи ци-
линдрических пружин 4, надетых на шпильки и предварительно
сжатых, кольцо 6 компенсатора отжимается от дымовой камеры
наружу.

Относительно вращающегося корпуса все детали уплотнения
находятся в покое. С корпусом вращается лишь приваренный
к нему фланец, и только между рабочей частью этого фланца
и сменной деталью компенсатора происходит трение. При пере-
мещении корпуса вверх компенсатор сжимается, а при сполза-
нии под действием собственной упругости и упругости пружин
вновь удлиняется.

Уплотнение с пластинчатым компенсатором обеспечивает
полную герметизацию дымовой камеры. Герметичность камеры
не нарушается и тогда, когда вращающийся корпус имеет не-
значительный изгиб. При этом дефекте фланец корпуса враща-
ется и перемещается в радиальном направлении при сохранении
соприкосновения между рабочими поверхностями фланца
и кольца.

Компенсатор уплотнения сложен в изготовлении. Сталь для
его пластин требует специальной термической обработки. На ра-
боте уплотнения вредно отражается наличие пыли и высокая
температура газового потока. Попадая во внутренние складки
между пластинами, пыль лишает уплотнительную систему по-
движности и может быть причиной разрыва пластин. Пыль из
складок нельзя удалить без остановки печи и ее охлаждения.
Изменяющаяся температура отходящих газов, если это по ка-
ким-либо причинам допускается при эксплуатации печи, отри-
цательно влияет на упругие свойства пластин. Все это значитель-
но снижает положительное качество уплотнения с пластинчатым
компенсатором — полную герметизацию дымовой камеры.

Лабиринтовое уплотнение (фиг. 128, б) состоит ^з двух рядов
концентрически расположенных колец, из которых один ряд
прикреплен неподвижно к стальной шайбе дымовой или горячей
камеры, а другой — к шайбе корпуса. Кольца, сваренные из
стального листа толщиной 3—5 мм, отстоят на одинаковом рас-
стоянии одно от другого. Проникновению наружного воздуха
в камеру препятствует длинный извилистый путь его движения
через щель между кольцами, а следовательно, большое гидрав-
лическое сопротивление этого участка. Чем уже эта щель, тем
выше эффективность действия уплотнения. Однако с уменьше-
нием ширины щели между кольцами возрастает опасность захва-
тывания их одно за другое при не вполне точной установке или
при деформации из-за неравномерного нагрева.

Лабиринтовое уплотнение, простое по конструкции, неболь-
шого веса и надежное в работе, даже при наличии пыли и дейст-
вии высокой температуры, имеет все же ограниченное примене-
ние: оно может использоваться лишь на холодильниках печей,
в сушильных барабанах и коротких вращающихся печах, пере-
мещения которых по опорным роликам вдоль оси незначительны.

Уплотнение с прорезиненной лентой (фиг. 126, в) нашло при-
менение на некоторых отечественных цементных заводах благо-
даря хорошим эксплуатационным качествам и простоте изготов-
ления. Уплотнение пригодно для установки на загрузочном
конце печи.

К стальной шайбе, примыкающей к стенке дымовой камеры
и жестко соединенной с ней, прикрепляются отрезки прорези-
ненной ленты, располагаемые в два ряда. Отрезки ленты внут-
реннего и внешнего рядов располагаются в стык один к друго-
му, причем так, чтобы стыки внешнего ряда несколько сдвига-
лись относительно стыков внутреннего ряда. Свободным концом
каждый из отрезков ленты опирается на корпус печи. Для рав-
номерного и плотного прижатия концов к корпусу через них
перебрасывается стальной канат диаметром 8—10 мм, один
конец которого прикрепляется жестко к какому-либо неподвиж-
ному предмету, а на конце второго подвешивается груз. Чтобы
канат не мог сползти с концов ленты, под него через 1 —1,5 м
подкладываются металлические пластины, наружные концы
которых загнуты в виде крючков. С отрезками лент пластины
соединяются при помощи болтов.

Засасывание наружного воздуха в дымовую камеру печи при
наличии на ее корпусе уплотнения с прорезиненной лентой устра-
няется почти полностью. Благодаря гибкости отрезков ленты
работа уплотнения не нарушается при небольшом смещении
корпуса печи по опорным роликам вверх или вниз, а также в том
случае, когда конец корпуса незначительно деформирован.

Уплотнение с прорезиненной лентой недолговечно: отрезки
ленты истираются и, кроме того, под действием повышенной
температуры газового потока постепенно разрушаются. Однако
для восстановления уплотнения требуется немного времени
и средств. На отрезки обычно используется не новая, а бывшая
в употреблении прорезиненная лента.

Уплотнительные устройства всех конструкций хорошо рабо-
тают лишь при условии, если корпус печи в месте установки
уплотнения имеет правильную цилиндрическую форму, не искрив-
лен и не имеет радиальных биений при вращении, трущиеся
детали уплотнения регулярно смазываются и очищаются от пы-
ли, периодически производится осмотр деталей уплотнения и из-
носившиеся детали своевременно заменяются новыми.

Чтобы можно было упростить обслуживание уплотнительных
устройств и повысить их качество, необходимо при конструиро-
вании новых печей предусматривать переносные или стационар-
ные приспособления для облегчения доступа к деталям уплот-
нительных устройств.

13.	ПРИВОДНОЙ МЕХАНИЗМ ПЕЧИ

Вращающиеся печи весьма тихоходны: они делают лишь
0,5—1,5 об/мин. В движение печь приводится через зубчатый
----------------------------------------------------;----
венец, посаженный на ее корпус и находящийся в зацеплении
с ведущей шестерней.

Для снижения числа оборотов электродвигателя у печей но-
вых конструкций между электродвигателем и ведущей шестер-
ней устанавливается обычно массивный редуктор со средним
передаточным числом t=180. Иногда, причем преимущественно
у печей старых конструкций, передача мощности от электродви-
гателя к венцу осуществляется через смешанное приводное
устройство — редуктор и открытые зубчатые шестерни.

Для наименьшего скручивания корпуса во время его вра-
щения венец помещают приблизительно на одинаковом рас-
стоянии от загрузочного и разгрузочного концов печи. Высокая
температура разгрузочного конца печи и наличие тонкой абра-
зивной пыли, которой содержится больше в воздухе, окружаю-
щем концы печи, чем ее среднюю часть, не оказывает вредного
влияния на детали приводного механизма.

Значительная по величине мощность приводного электродви-
гателя при очень малом числе оборотов печи вызывает большое
•окружное усилие на зубьях венца, приводит к необходимо-
сти устанавливать на печах зубчатые венцы с модулем зацепле-
ния, достигающим 40—50 мм. Повышение производительности
вновь изготовляемых печей, сопровождающееся возрастанием
мощности, потребной для их вращения, и, следовательно, окруж-
ного усилия, действующего на зуб венца, привело к необходимо-
сти оборудовать такие печи двумя приводными устройствами,
расположенными справа и слева от корпуса печи.

У печей больших размеров, обладающих значительной инер-
цией, кроме основного, устанавливается еще вспомогательный
.приводной механизм, при помощи которого производится очень
медленное (1—4 об/час.) поворачивание печи на заданный угол.
Когда ремонтируют корпус печи или ее футеровку, часто прихо-
дится поворачивать печь на определенный угол. Вспомогатель-
ный приводной механизм используют также для медленного
поворачивания разогретой печи и устранения провисания ее кор-
пуса вдоль зоны наивысшей температуры при внезапном пре-
кращении подачи электроэнергии. Чтобы можно было в этих
случаях использовать вспомогательный приводной механизм,
его оборудуют специальным электрогенератором, приводимым
в движение от карбюраторного двигателя или дизеля. Посколь-
ку скорость вращения печи при работе вспомогательного при-
водного механизма очень мала, незначительна и потребляемая
им мощность (в зависимости от размеров печи она равна 5—
20 кет).

На фиг. 129 представлена кинематическая схема приводного
механизма вращающейся печи 3,6/3,3/3,6 X 150 мс одним основ-
Фиг. 129. Кинематическая схема
приводного механизма печи
3,6/3,5/3,6x150 м.

Фиг. 130. Схема приводного механизма печи 4,5x170 м
конструкции завода «Сибтяжмаш».

Фиг. 131. Схемы посадки зубчатого венца на корпус печи:
а — при помощи тангенциально расположенных пружин; б— при помощи пружин,
расположенных вдоль образующих корпуса.

20 а. и. Боганов
I

Таблица 8

Характеристика элементов приводного механизма вращающейся печи

3,6/3,3/3,6x150 м

Наименование элементов	Модуль зацепления т в мм	Число зубцов 2	Число обо- ротов в минуту п
Основной электродвигатель N=180 квт						980
I вал редуктора			—	—	980
Ведущая шестерня I вала	  .	6,5	27	—
Ведомая шестерня 11 вала		6,5	216	—
11 вал редуктора		—	-—	123
Ведущая шестерня II вала		11	27	—
Ведомая шестерня IIГ вала		11	172	—
III вал редуктора 		——	—	19,3
Ведущая шестерня III вала . 			20	29	—
Ведомая шестерня IV вала		20	101	—
IV вал редуктора			—	—	5,5
Ведущая шестерня печи			42	27	—
Ведомая шестерня печи (венец)	  .	42	136	1,09

ным электродвигателем, а в табл. 8 приведена характеристика
его элементов.

Общее передаточное число редуктора основного привода i =
=178,35 и вспомогательного i=58,47. Мощность вспомогательно-
го электродвигателя N = 7 квт. Редуктор основного привода
собран на подшипниках скольжения, а вспомогательного — на
шарикоподшипниках. Смазка подшипников центральная прину-
дительная. Все шестерни косозубые.

Приводной механизм печи 4,5X170 м конструкции завода
«Сибтяжмаша» (фиг. 130) состоит из двух основных электро-
двигателей 1 мощностью по 250 квт и двух вспомогательных 3
мощностью по 14 квт. Через редукторы 2 и универсальные шпин-
дели 4 мощность от основных электродвигателей передается
к ведущим шестерням, находящимся в зацеплении с зубчатым
венцом 5. Общие передаточные числа основного и вспомогатель-
ного редукторов соответственно равны 87,8 и 15,7. Передаточное
число открытой пары шестерен составляет 7,5.

Работа приводного механизма во многом зависит от правиль-
ности посадки зубчатого венца на корпус печи. Венец должен
располагаться симметрично относительно центра сечения корпу-
са, прочно соединяться с ним и эластично воспринимать окруж-
ное усилие, передаваемое ведущей шестерней.

У большей части работающих вращающихся печей зубчатые
венцы посажены на корпус при помощи тангенциально располо-
женных плоских пружин или при помощи пружин, установлен-
ных вдоль образующих корпуса.
При первом способе посадки венца на корпус (фиг. 131, а) .
каждая из 10—12 плоских пружин, расположенных вокруг кор-
пуса на одинаковом расстоянии одна от другой и направленных
по касательным к корпусу, одним своим концом приклепывается
к нему, а вторым при помощи болтов присоединяется к спе-
циальному приливу венца. Зубчатый венец, присоединенный та*
ким способом к корпусу, оказывается подвешенным над ним. По-
этому мощность от ведущей шестерни к венцу передается эла-

Фиг. 132. Схема посадки зубчатого венца на корпуса печей
размерами 4,5x135 м и 4,5x170 м.

стично, что благоприятно отражается на стойкости футеровки
печи.

Однако точность посадки венца на корпус при помощи тан-
генциально расположенных пружин достигается с большим тру-
дом. Кроме того, из-за наличия приливов усложняется конструк-
ция венца. С увеличением диаметра печей недостатки посадки
венца на корпус при помощи тангенциально расположенных
пружин возрастают еще больше.

При втором способе посадки венца на корпус(фиг. 31, (^каж-
дую из стальных пружин накладывают на две высокие собран-
ные из листовой стали подставки. Парные подставки располагают
вдоль одной и той же образующей корпуса. Расстояние между
подставками на разных образующих принимается равным 1,5—
2,5 м (по дуге окружности). Пружины, предварительно отваль-
цованные по внутреннему радиусу обода венца и наложенные на
подставки, жестко соединяют с корпусом при помощи болтов.
Зубчатый венец помещается на пружины между подставками
и соединяется с пружинами.

Посадка венца на корпус по последнему способу осуществля-
ется со значительно меньшими затратами времени и сил, чем
при применении тангенциально расположенных пружин. При
этом венец имеет простую форму для отливки и обработки.
Меньшая степень эластичности в передаче мощности корпусу
является недостатком второго способа посадки венца на корпус
по сравнению с первым.

По-иному, без промежуточных пружин, предусмотрена посад-
ка зубчатого венца на корпус печей размерами 4,5/5X135 м
и 4,5X170 м конструкции завода «Полизиус» (фиг. 132). На обо-
де венца этих печей имеются приливы 5, расположенные на оди-
наковом расстоянии один от другого и приблизительно посреди-
не между внешней и внутренней поверхностями обода. Венец
подвешивается к корпусу печи на плоских кронштейнах 2. Крон-
штейны, установленные парами (один справа, а другой слева от
венца), приварены к стальным пластинам 3, которые приклепа-
ны к корпусу печи. Подвеска венца на кронштейны произведена
с помощью установочных болтов 4, пальцев 7 и промежуточных
стальных пластин 6. В кольцевые зазоры между обработанны-
ми на конус установочными болтами и промежуточными пласти-
нами, а также между пальцами и кронштейнами вставлены
разъемные втулки 1 клиновидной формы.

После проверки венца на точность расположения относитель-
но центра сечения печи затягивают гайки установочных болтов
и пальцев. Сила трения между втулками и соприкасающимися
с ними другими деталями крепления препятствует смещению
венца относительно корпуса печи. Центральность расположения
венца на корпусе проверяется замером зазора между корпусом
и внутренней поверхностью обода венца.

Эксцентричная посадка венца на корпус печи — один из наи-
более распространенных дефектов сборки приводного механиз-
ма печи, усложняющий ее эксплуатацию. Глубина зацепления
между зубьями ведущей шестерни и венца, если последний
эксцентрично расположен на корпусе, возрастает и снижается
в течение каждого его оборота. Происходящее при этом радит
ально направленное скольжение зубьев одного относительно
другого, сопровождаемое сильным давлением, вызывает вибра-
ции корпуса. При вращении эксцентрично посаженного венца
меняется также степень перекрытия или продолжительности
зацепления между зубьями венца и ведущей шестерни. При
сильном биении венца степень перекрытия зацепления может
снизиться до величины, меньшей единицы. В таких случаях на*
рушается непрерывность зацепления между зубьями, и корпус
печи вращается с еще большими вибрациями.

Плавность вращения печи нарушается и при изменении поло*
жения той опоры, около которой расположен механизм печи. Ее
повышение и понижение сопровождается изменением радиаль*
него зазора между зубьями венца и ведущей шестерни. Поэто-
му лишь в крайних случаях следует прибегать к регулированию
положения роликов опоры, около которой расположен привод-
ной механизм печи, и внимательно следить за состоянием вкла-
дышей подшипников этих роликов, оберегая вкладыши от быст-
рого износа и своевременно производя замену изношенных
вкладышей.

Зубчатые венцы принято отливать из углеродистой конст-
рукционной стали марки 45Л или 50Л, а ведущие шестерни из
легированной стали марки 40Х. Для обеспечения хорошей при-
работки зубьев и одинаковой износоустойчивости рекомендуется
для венца и шестерни выбирать такое сочетание марок стали,
при котором поверхностная твердость зубьев шестерни превы-
шала бы поверхностную твердость зубьев венца на 20—70 Нв.

Коэффициент длины зуба выбирают равным 10—25, а пере-
даточное число между венцом и ведущей шестерней 5—7,5.

Соотношение между диаметром венца и диаметром корпуса
у печей современных конструкций составляет 1,4—1,7. Меньшая
величина относится к печам большого размера, а большая —
к печам малых и средних размеров. Выбор большого диаметра
начальной окружности венца, на 40—70%превышающего диа-
метр корпуса печи, вызывается необходимостью несколько сни-
зить большое окружное усилие, которое испытывает зуб венца.
Кроме того, при большом диаметре венца удается удалить от
корпуса печи приводной механизм и улучшить этим условия для
его обслуживания.

При установке зубчатого венца на корпус печи предполага-
ется, что он должен работать без замены новыми 15—25 лет.
На работоспособность венца, кроме удельного давления, боль-
шое влияние оказывает точность зацепления его зубьев с зубья-
ми ведущей шестерни, сохранение валом шестерни параллель-
ности оси печи, непрерывность подачи масла на зубья шестерни,
его чистота и степень запыленности атмосферы, окружающей
приводной механизм.

Нормальное (среднее) число оборотов печи, число оборотов
электродвигателя и его мощность являются исходными данными
для определения характеристики редуктора, размеров зубчатого
венца и ведущей шестерни.

Зубья венца и шестерни рассчитывают на выносливость по
напряжению изгиба. При этом в качестве расчетной нагрузки
принимают крутящий момент на валу ведущей шестерни. После
определения модуля зацепления зубчатого венца по напряжению
изгиба производится проверка прочности зубьев на выносли-
вость.

Вал ведущей шестерни подвержен действию крутящего и из-
гибающего моментов. Определив диаметр вала и придав ему на-
меченную конструктивную форму, производят затем уточненный
расчет вала на прочность с учетом масштабного фактора и кон-
центрации напряжений в местах расположения шпоночных кана-
вок и галтелей.

Для соединения тихоходного вала редуктора с валом веду-
щей шестерни в приводных механизмах печей последних конст-
рукций вместо эластичной муфты вводят универсальный шпин-
дель. Им оборудованы, например, приводные механизмы печей
размером 3,6/3,3/3,6X150 м (конструкции завода им. Тельмана),
4,5X170 м (конструкции завода «Сибтяжмаша»). Соединяя шар-
нирно валы редуктора и ведущей шестерни, универсальный
шпиндель устраняет вибрации при работе приводного механизма
даже в тех случаях, когда соединяемые им валы расположены со
значительной несоосностью один относительно другого. Однако
это значение универсального шпинделя в приводе печи частично
снижается возрастанием площади, которая необходима для при-
вода, и увеличением числа его деталей.

Приводные механизмы печей существующих конструкций
слишком громоздки и неэкономичны в работе. Приводной меха-
низм состоит из четырех-пяти пар зубчатых к'олес, поэтому его
механический коэффициент полезного действия даже при тща-
тельном изготовлении и точной сборке не превышает 90%, а ча-
ще он ниже этой величины.

Положительные качества приводного механизма вращающей-
ся печи резко повышаются при переводе его на гидравлический
привод. Приводное устройство подобного типа изготовлено, ис-
пытано и внедряется на заводах Чехословакии [11]. Гидравличе-
ский приводной механизм состоит из двух масляных двигателей,
расположенных под печью. На валы этих двигателей жестко по-
сажены ведущие шестерни, которые находятся в зацеплении с
зубчатым венцом. Двигатели приводятся в движение давлением
масла, которое нагнетается в них центробежными насосами.
Насосы работают от индивидуальных электродвигателей. Коли-
чество насосов выбирается в зависимости от производительности
печи и, следовательно, от той мощности, которая необходима
для ее вращения. Приводное устройство печи производитель-
ностью 350 т клинкера в сутки оборудовано, например, двена-
дцатью насосами.

Число оборотов масляных двигателей и скорость вращения
печи можно изменять, если это необходимо по технологическим
причинам, в больших пределах, уменьшая или увеличивая число
работающих насосов. Так как число работающих насосов
всегда соответствует числу оборотов печи, коэффициент полез-
ного действия гидравлического приводного механизма остается
постоянно высоким. Кроме того, при наличии гидравлического
приводного механизма печь плавно включается в работу и плав-
но переводится с одной скорости вращения на другую, детали
всей установки долговечны в работе, так как они работают при
постоянном соприкосновении с маслом; основная часть установ-
ки— насосы — удалены от зоны повышенной температуры, по-
мещены в отдельном помещении и по этой причине устойчивы
в работе.

14.	НАПРЯЖЕНИЯ В СЕЧЕНИЯХ КОРПУСА ПЕЧИ
И ЕГО ДЕФОРМАЦИИ

При работе печи в поперечных (кольцевых) и продольных
сечениях корпуса возникают внутренние нормальные напряже-
ния, достигающие при определенных условиях большой вели-
чины.

Причиной возникновения кольцевых нормальных напряжений
Qi являются продольно направленные межопорные и опорные
изгибающие моменты, а нормальные напряжения в продольно
направленных сечениях (меридиональные нормальные напряже-
ния) о2 появляются в результате действия поперечно направ-
ленных моментов.

При двухосном напряженном состоянии сечения корпуса
печи приведенные нормальные напряжения находят из уравнения
апр = УГ <’1±<’1<’2+с2 •

Межопорные и опорные изгибающие моменты достаточно
точно вычисляются по уравнению трех моментов или методом
последовательных приближений (см. стр. 260). Определение же
поперечно направленных изгибающих моментов может быть про-
изведено лишь приближенно, исходя из следующих положений.
Поперечно направленные изгибающие моменты достигают наи-
больших значений .в сечениях обечаек, расположенных между
опорами и в подбандажных обечайках.

Так как длина пролетов корпусов печей в 7—12 раз превыша-
ет радиус их поперечного сечения, можно допустить, что дейст-
вие опорных реакций пролета корпуса не оказывает влияния на
радиально направленные деформации средней междупролетной
обечайки. При таком допущении условно выделенное из обечай-
ки кольцо можно рассматривать как единичное кольцо, которое
нагружено собственным весом, распределенным равномерно по
длине окружности, и .весом футеровки (вместе с обжигаемым
материалом), оказывающим давление лишь на нижнюю часть
кольца, причем по синусоидальному закону. При этом силы
реакции, уравновешивающие внешние нагрузки, направлены
вверх по касательным к кольцу.

При определении нормальных напряжений, вызываемых по-
перечно направленными моментами в поперечных сечениях под-
бандажной обечайки, следует исходить из того, что бандаж на
обечайку посажен плотно, без зазора или с очень малым
(1—3 мм) зазором между ним и верхним башмаком, т. е. из
условий нормальной работы подбандажной обечайки.

При этих условиях гюдбандажная обечайка деформируется
вместе с бандажом, поскольку ее жесткость в 30—60 раз мень-
ше жесткости бандажа, и меридиональные нормальные напря-
жения достигают максимальных значений в тех ее сечениях,
в которых бандаж подвержен наибольшим напряжениям. При
этом величины напряжений в сечениях бандажа и обечайки бу-
дут пропорциональны величинам моментов сопротивлений их се-
чений.

Ширина подбандажной обечайки, на которую распространя-
ется действие реакции опоры, приближенно определяется из
уравнения

В = Ь±2х,

где b — ширина бандажа в мм;

х— ширина кольца от граничного контура до ближайшей
линии нулевых напряжений краевого эффекта; значение х
находится из уравнения х=0,6]//?5 [12], где R—радиус
сечения обечайки в мм и о — толщина ее стенки в мм.

Определив значения а, и с2, вычисляют нормальное напря-
жение опр.

Корпус печи работает под действием знакопеременной внеш-
ней нагрузки, поэтому допускаемые напряжения в его сечениях
следует определять в зависимости от предела выносливости
стальных листов, равного а_1=0,4свр.

Коэффициент запаса прочности при расчете корпуса печи не
должен выбираться меньше четырех, так как:

а)	в сечениях обечаек из-за вальцевания и сварки стальных
листов могут возникать внутренние напряжения, которые затем
не снимаются;

б)	при работе корпус печи находится под действием не толь-
ко механических усилий, но и тепловых напряжений;

в)	из-за возможных дефектов сборки корпуса и его привод-
ного механизма вращение корпуса часто сопровождается виб-
рациями;

г)	корпус печи является ее главной частью, причем самой
крупной и самой дорогой;

д)	остановка печи из-за неисправности корпуса приводит к
преждевременному разрушению футеровки и значительной поте-
ре тепла.

Вычисление наибольших нормальных напряжений в сечениях
корпуса печи составляет лишь одну из задач его расчета. Вто-
рой не менее важной задачей расчета корпуса печи является
определение его деформаций, которые снижают долговечность
футеровки печи.

Опытные данные и результаты подсчета показывают, что в-
большинстве случаев корпуса вращающихся печей работают с
большим запасом прочности, но не обладают достаточной жест-
костью, чтобы не оказывать отрицательного воздействия на
стойкость футеровки.

Наибольшим деформациям подвержены подбандажные обе-
чайки. Под действием внешних нагрузок подбандажные обе-
чайки вытягиваются вдоль горизонтального диаметра, одновре-
менно сплющиваясь вдоль вертикального. Основной путь сниже-
ния деформации подбандажных обечаек — плотная посадка на
них бандажей. При плотной посадке бандажей обечайки могут
деформироваться лишь в пределах деформации бандажа. Де-
формации бандажа и, следовательно, подбандажной обечайки,
резко возрастают при неправильной установке опорных роли-
ков (выше или ниже нормального уровня).

ЛИТЕРАТУРА

1.	Н. Б. Беляев, Сопротивление материалов, изд. 10-е, Гостехиздат, 1956_

2.	С. А. Рогицки й, Расчет плоских и пространственных рам методом)
последовательных приближений, ГОНТИ, 1939.

3.	3. Б. Канторович, Основы расчета химических машин и аппаратов,,
изд. 2-е, Машгиз, 1952.

4.	Справочник машиностроителя, т. III, Машгиз, 1956, стр. 420.

5.	А. И. Боганов, О замене подшипников скольжения роликовых опор-
вращающихся печей подшипниками качения, «Цемент» № 1, 1959.

6.	П. В. Горячкин, Собрание сочинений, т. II. Сельхозгиз, 1937.

7.	А. И. Боганов, Продольное смещение корпуса вращающейся печи,
«Цемент» № 3. 1959.
8.	В. А. С ветл оз а ров. Фрикционные трансформаторы, «Исследование
передаточных механизмов», кн. 4, ЦНИИТМАШ, Машгиз.

9.	А. С. Савельев, А. М. К а л ь н и ц к а я, Схема топливоподготовки
для вращающихся печей, работающих на мазуте, «Научные сообщения», 2 (33),
Госстройиздат, 1958.

10.	В. А. А р е ф ь е в, О работе вращающихся печей на газообразном топ-
ливе при высоком давлении, «Строительные материалы» № 4, 1957.

И. Tchechoslowakische Maschinenbau. Ausstellung, Silikat — Technik,
Nr. 2, 1957, S. 75—76.

12.	E. H. Лессинг, А. Ф. Л и л и e в, А. Г. Соколов, Стальные мос-
-товые конструкции, Госстройиздат, 1956.
ШАХТНЫЕ ПЕЧИ

До конца XIX столетия шахтная печь являлась основной
клинкерообжигательной установкой. Вначале XX века, когда в
производство цемента началось быстрое внедрение вращающих-
ся печей, обжиг клинкера в шахтных печах почти прекратился.
Однако, начиная с 20-х годов, внимание к шахтной печи вновь
усилилось из-за ее экономичности (по расходу топлива). С этого
времени шахтная печь непрерывно совершенствовалась, в ре-
зультате чего шахтная печь превратилась в современную авто-
матизированную клинкерообжигательную установку производи-
тельностью 180—200 т высококачественного клинкера в сутки при
расходе лишь 1000—1200 ккал тепла на обжиг 1 кг клинкера.

Большими преимуществами шахтной печи перед вращающейся
являются также небольшой (1,5—2,0%) вынос в атмосферу вме-
сте с отходящими газами сырьевой смеси, ее малые габаритные
размеры, меньшие первоначальные затраты на постройку цехов
обжига и меньшие эксплуатационные расходы. Но шахтные
печи по сравнению с вращающимися имеют невысокую произво-
дительность и ограниченное применение из-за возможности ра-
боты только на твердом, причем мелкокусковом и высококало-
рийном топливе с малым содержанием летучих.

Шахтные печи широко распространены в ФРГ, где в них об-
жигается приблизительно 25% получаемого в стране цементного
клинкера [1]. На отечественных цементных заводах, в связи с
установкой в последние годы большого числа длинных высоко-
производительных вращающихся печей, доля обжига клинкера
в шахтных печах значительно снизилась и продолжает быстро
снижаться.

На фиг. 133 приведена схема одной из шахтных печей, при-
меняемых на отечественных цементных заводах. Основной
частью печи является ее цилиндрический корпус, изготовленный
из стальных листов и изнутри футерованный огнеупорным кир-
пичом. К верхней закрытой части корпуса примыкает труба для
отвода дымовых газов, а снизу он оканчивается конусной
Фиг. 133. Схема шахтной печи.

воздухом. Тепло, необходимое

частью. Вращающаяся решетка 4, жестко посаженная на вер-
тикальный вал /, отделяет конусную часть корпуса от его ци-
линдрической части, загруженной топливо-сырьевой смесью.
Сбоку в конусную часть по воздухопроводу 2 вводится сжатый
воздух. Пройдя через щели
решетки, сжатый воздух по-
падает во внутреннюю по-
лость печи, пронизывая сни-
зу вверх топливо-сырьевую
смесь. Часть сжатого возду-
ха по воздухопроводу 3 на-
правляется непосредственно
в зону спекания печи.

Над печью расположено
устройство для смешения
сырьевой смеси и угля, для
придания смеси вида брике-
тов или гранул, ввода смеси
в печь и равномерного рас-
пределения ее по попереч-
ному сечению печи (на фиг.
133 не показано). Под кор-
пусом печи установлены
вспомогательные приспособ-
ления; воздуходувка, при-
водной механизм разгрузоч-
ной тарелки и транспортеры
для клинкера. Удаление из
внутренней полости печи
обожженного клинкера про-
изводится через разгружа-
тель 5 шлюзового типа.

При работе печи топли-
во-сырьевая смесь непре-
рывно продувается горячим
для обжига клинкера, полу-

чается за счет сгорания топлива, содержащегося в смеси.
Клинкер, обожженный в верхней части печи, медленно
опускается к решетке, отдавая тепло воздуху, который движет-
ся ему навстречу, нагревая его и способствуя этим повышению
температуры в зоне спекания печи. Достигнув решетки, охлаж-
денный клинкер проваливается через ее щели в конусную часть
печи и попадает в разгружатель шлюзового типа.

Разгружатели изготовляются двухшлюзовыми и трехшлюзо-
®ыми. Открытие и закрытие клапанов разгружателя для пропус-
ка клинкера осуществляется механическим или гидравлическим
путем. Основным в действии шлюзового разгружателя является
то, что один из его шлюзов остается закрытым в течение все-
го времени, пока разгружаемый материал проходит через другие

Фиг. 134. Вращающаяся

разгрузочная решетка шахтной печи.

его шлюзы. Таким путем устраняется возможность нарушения
герметичности внутренней полости печи и выдувания через ее
разгрузочную часть сжатого воздуха наружу.

Разгружатель является одним из основных узлов шахтной
печи, от хорошей работы которого зависит создание благопри-
ятных условий для протекания теплового процесса в печи. Де-
тали шлюзового разгружателя подвергаются сильному истира-
нию клинкером и действию высокой температуры. Своевремен-
ная замена износившихся деталей новыми — одно из главных
условий повышенйя коэффициента использования шахтной печи.

К основным узлам печи относится также ее разгрузочная
решетка. Решетка (фиг. 134) имеет тарельчатую форму, распо-
ложена горизонтально и через вал 2 опирается на подпятник 1.
Решетка приводится в движение червячным колесом 3. "Высту-
пы 4 на решетке предназначены для разрыхления клинкера. Реб-
ра 5 увеличивают жесткость решетки.

Разрыхление клинкера и, следовательно, интенсивность его
проваливания через щели усиливается, когда решетку изготов-
ляют с выступающим вверх конусом, расположенным в его цент-
ральной части.

Вместо вращающейся решетки для разгрузки клинкера при-
меняют также решетки с возвратно-поступательным движением
или вращающиеся навстречу один другому параллельно распо-
ложенные зубчатые вальцы.

Качество клинкера, обжигаемого в шахтных печах, повыша-
ется: а) при точной дозировке сырьевой смеси и топлива и тща-
тельном перемешивании составляющих смеси между собой;
б) в случае применения для обжига клинкера топлива в виде
зерен размером в поперечнике 2—4 мм, если им является кокс,
и 2—8 мм при использовании антрацитовой мелочи; в) при окус-
ковании топливо-сырьевой смеси в прочные гранулы размером в
поперечнике 5—20 мм, что возможно достигнуть при помощи
тарельчатых грануляторов, позволяющих быстро изменять усло-
вия грануляции соответственно изменяющимся свойствам гра-
нулируемой смеси; г) при равномерном распределении топливо-
сырьевой смеси по сечению печи и устранении возможности утеч-
ки воздуха через шлюзовый разгружатель; д) при подаче воз-
духа под тарелку с давлением 1500—1800 мм вод. ст. и поднятии
зоны спекания в наивысшее положение по высоте шахты, что
способствует наиболее полному использованию содержащегося
в сырьевой смеси топлива при одновременном наилучшем
охлаждении обожженного клинкера из-за удлинения пути его
движения сверху вниз навстречу воздушному потоку.

ЛИТЕРАТУРА

1. В. Ансельм, Шахтные печи, Промстройиздат, 1956.
ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ ТРАНСПОРТИРОВАНИЯ
МАТЕРИАЛОВ

Производство цемента связано с перемещением внутри цехов
и между цехами больших масс кусковых и порошкообразных
материалов, а также шлама. В процессе приготовления цемента
роль транспортирующих устройств в такой же степени значи-
тельна, как и роль основных машин. Непрерывность производст-
венного процесса и равномерность питания технологических
установок сырьем, топливом и полупродуктом невозможно осу-
ществлять при плохой работе транспортеров.

Узлы и детали транспортеров подвергаются чрезвычайно
быстрому износу, поскольку все перемещаемые ими материалы
обладают сильным абразивным действием, а часть из них,' на-
пример, клинкер, выпадающий из холодильников печей, и
цемент —из трубных мельниц, имеют иногда высокую темпера-
туру. Все это неблагоприятно отражается на работе транспор-
теров и требует большого внимания к выбору их конструкций,
режимов работы и разработке методов ремонта.

Для горизонтального и вертикального перемещения мате-
риалов на цементных заводах применяют распространенные
в промышленности транспортирующие приспособления всех
видов. Кроме механических транспортеров, здесь широко ис-
пользуются также пневматические установки.

Так как элеваторы, шнеки, ленточные, пластинчатые, тряско-
вые и скребковые транспортеры подробно разобраны в соответ-
ствующей технической литературе, ниже приводится краткое
описание лишь пневматических транспортирующих приспособле-
ний, т. е. тех устройств для перемещения материалов, которые
характерны для цементной промышленности.

1.	УСТАНОВКА ДЛЯ ПНЕВМАТИЧЕСКОГО ТРАНСПОРТИРОВАНИЯ
МАТЕРИАЛОВ

В производстве цемента при помощи сжатого воздуха пере-
мещают размолотый цемент от мельниц в силосы для хранения,
готовый к отгрузке цемент к упаковочным машинам и в ваго-
ны, сырьевую пыль от дымовых камер и пылеуловителей в бун-
кера, установленные над холодным и горячим концами печи,
и, более редко, порошкообразный уголь от места размола к вра-
щающимся печам.

Пневматические транспортирующие установки широко при-
меняются здесь потому, что они обладают большой производи-
тельностью и при перемещении материалов на значительные
расстояния и в больших количествах наиболее экономичны

Фиг. 135. Схема пневматической транспортной установки
нагнетательного типа.

в работе; полностью герметизированы; при работе не пылят
и не загрязняют помещений; занимают небольшую площадь,
причем основной по величине элемент — трубопровод для пы-
левоздушной смеси — может прокладываться ниже уровня пола
производственных помещений или при помощи легких подста-
вок приподниматься на некоторую высоту, что позволяет более
эффективно использовать заводскую территорию; работа уста-
новок легко поддается автоматизации.

При помощи пневматических установок цемент и сырьевые
смеси перемещаются на расстояние до 2000 м при общей вы-
соте подъема до 50 'м. Транспортировка материалов осущест-
вляется за счет нагнетания материала, перемешанного с возду-
хом, по транспортному трубопроводу.

На фиг. 135 приведена схема пневматической установки для
перемещения цемента из клинкероразмольного отделения
завода в силосы для хранения. Установку составляют: комп-
рессор 1 для получения сжатого воздуха, воздухосборник 2,
очиститель сжатого воздуха от влаги 3, бункер 4, куда из мель-
ниц поступает цемент, питатель 5, при помощи которого цемент
перемешивается со сжатым воздухом и вводится в трубопро-
вод 6 для транспортирования, и специальные двойные задвиж-
ки 7, при помощи которых производится подключение силоса
под загрузку цементом или его отключение от пылевоздушного
потока. В схему вводятся также такие дополнительные устрой-
ства (на фиг. 135 не показаны), как воздушная магистраль для
продувки основного трубопровода, когда в этом появляется
необходимость, пылеуловитель, через который пропускается
воздух из силосов наружу, и приспособления для автоматиче-
ского управления работой задвижек.

Для смешения материала со сжатым воздухом и ввода полу-
ченной пылевоздушной смеси в рабочий трубопровод применя-
ются винтовые питатели и питатели камерного типа.

2.	ВИНТОВОЙ ПИТАТЕЛЬ ПНЕВМАТИЧЕСКОЙ ТРАНСПОРТИРУЮЩЕЙ
УСТАНОВКИ

На отечественных цементных заводах в эксплуатации нахо-
дятся винтовые питатели отечественных и зарубежных конст-
рукций. .

На фиг. 136 приведена схема винтового питателя с винтовой
лопастью: диаметром 200 мм, выпускаемого отечественными
машиностроительными заводами. В чугунном корпусе питателя
помещен горизонтально расположенный стальной вал 3. К од-
ному из концов вала приварены винтовые лопасти 8 с изменяю-
щимся шагом: по мере приближения к концу вала шаг лопа-
стей постепенно уменьшается. Цилиндрическая рабочая часть
корпуса, в которой находится вал с винтовыми лопастями, за-
крыта клапаном 12. Клапан шарнирно подвешен к оси 11.
Рычаг 14 с контргрузом на конце прижимает клапан к разгрузоч-
ному кольцу 10.

В передней расширенной части корпуса, называемой каме-
рой смешения, помещены два ряда цилиндрических сопел 16,
расположенных один над другим. Сопла размещены равномерно
по всей ширине камеры. Через сопла в камеру при работе пи
тателя поступает сжатый воздух, подводимый при помощи воз-
духопровода 17.

Над корпусом питателя расположен бункер для транспорти-
руемого материала (на фигуре не показан), который опирает-
ся на загрузочный патрубок корпуса 5. Чтобы можно было
регулировать количество поступающего в питатель материала,
питатель оборудован плоской задвижкой 7. Задвижка переме-
щается вручную при помощи винта и штурвала (на фигуре не
'иг, 136. Схема пневматического винтового питателя.
показаны). Питатель приводится в действие непосредственно
от электродвигателя, число оборотов которого выбирается рав-
ным приблизительно 1000 об/мин. Соединение валов двигателя
и питателя осуществляется обычно при помощи упругой втулоч-
но-пальцевой муфты типа МУВП.

При вращении вала его винтовые лопасти захватывают ма-
териал и сдвигают его вдоль внутренней центральной части
корпуса к клапану. Под давлением материала клапан откры-
вается, материал выбрасывается в камеру смешения, подхваты-
вается сжатым воздухом, смешивается с ним и по трубопрово-
ду 15 выносится к его разгрузочному концу.

Так как шаг винтовых лопастей, как уже отмечалось, по
мере приближения к концу вала уменьшается, материал перед
клапаном, находясь под непрерывным напором вновь посту-
пающих порций, уплотняется и образует препятствие — проб-
ку— против обратного продувания внутренней полости питате-
ля и бункера сжатым воздухом, которым заполнена камера
смешения.

Внутренняя полость питателя и его бункер не продуваются:
воздухом и в тех случаях, когда поступление материала из
бункера в питатель по какой-либо причине прерывается. Подача
материала к клапану тогда прекращается, клапан под дейст-
вием рычага с контргрузом плотно прижимается к разгрузбчно-.
му кольцу и устраняет возможность' проникновения сжатого
воздуха во внутреннюю полость питателя из камеры смешения.

Устойчивость работы питателя зависит от степени снижения
шага винтовых лопастей — отношения шага у загрузочного-
конца к шагу у разгрузочного конца, величины осевого зазора
между концом вала и клапаном и величины радиального'
зазора между винтовыми лопастями и внутренней поверхно-
стью цилиндрической рабочей части корпуса.

Степень уменьшения шага винтовых лопастей выбирают
равной 1,4—2,0, а осевой зазор между концом вала и клапаном,
выдерживают в пределах 5—10 мм. Чтобы при эксплуатации
питателя можно было изменять в широких пределах осевой за-
зор, цилиндрическую часть корпуса отливают отдельно от ос-
тальной его части и связывают с ней при помощи винтов 9. Пе-
ремещая гайки этих винтов вправо или влево, можно регулиро-
вать осевой зазор.

Увеличение радиального зазора между винтовой лопастью
и внутренней поверхностью корпуса сопровождается ухудшением
условий для создания плотного слоя материала перед клапаном
и, следовательно, нарушением постоянного давления в камере
смешения, а также в нагнетательном трубопроводе. Как пока-
зывает опыт эксплуатации винтовых питателей, наиболее устой-
чиво они работают, когда радиальный зазор не превышает
0,8—1,2 мм.

При работе винтового питателя изнашиваются многие его
детали: винтовые лопасти, конец вала, на котором приварены
лопасти, внутренняя поверхность цилиндрической рабочей
части корпуса, внутренняя поверхность клапана и разгрузочное
кольцо. Эти детали изнашиваются особенно быстро при транс-
портировании шлакопортландцемента. Чтобы повысить долго-
вечность питателя и снизить простои из-за ремонта, внутрен-
нюю поверхность рабочей части корпуса защищают от износа
броней, составленной по длине из двух цилиндрических частей
и крепящихся с корпусом при помощи винтов, и при конструи-
ровании питателя предусматривают возможность быстрой заме-
ны вала с изношенными винтовыми лопастями новым валом.
Для этой цели свободный от винтовых лопастей опорный конец
вала изготовляют одинаковым по диаметру и при сборке пи-
тателя располагают его в длинной стальной втулке 2. По длине
эта втулка составлена из двух частей, между которыми уста-
навливается отражательное кольцо 4. Для неподвижного соеди-
нения концов втулки с валом питателя в месте перехода от
меньшего диаметра к большему на валу при обработке делает-
ся выступ 6, который входит в соответствующую впадину втул-
ки. Второму концу втулки придана эксцентричная форма.
На этот конец втулки при сборке питателя надвигается устано-
вочное кольцо 1, расточенное также эксцентрично. После уста-
новки кольца на место и его закрепления на валу втулка ока-
зывается жестко соединенной с валом.

При таком соединении со втулкой и при наличии в верхней
наклонной стенке камеры смешения отверстия, закрытого крыш-
кой 13, вал легко вытягивается из корпуса питателя и также
легко вдвигается обратно. Для этого необходимо предваритель-
но снять крышку с камеры смешения, удалить полумуфту с ва-
ла, освободить стопорный винт, установочного кольца и сдви-
нуть кольцо со втулки.

 Так как износ вала и его винтовых лопастей наиболее зна-
чителен-.в зоне максимального давления, т. е. в конце рабочего
цилиндра, в винтовых питателях некоторых конструкций, вы-
пускаемых зарубежными машиностроительными заводами,
жонец вала делается съемным и соединяется с основной частью
при помощи болтов.

Однако, как показал опыт эксплуатации винтовых питате-
лей, это усложнение конструкции вала не сопровождается по-
вышением коэффициента использования питателя: при работе
.питателя и износе сменного конца одновременно изнашиваются
также конец основной части вала и детали крепления его со
сменным концом, что тормозит производство ремонтных работ.
По этой причине валы питателей, выпускаемых отечественными
машиностроительными заводами, делаются цельными.

Рабочий конец вала, несущий винтовые лопасти, является
его консольным концом. При правильной внутренней форме
рабочего цилиндра, центральном расположении конца вала от-
носительно геометрической оси цилиндра и одинаковом по круп-
ности зерен составе транспортируемого материала, т. е. при
идеальных условиях сборки и эксплуатации питателя, материал,
уплотненный перед клапаном, мог бы уменьшить конструктив-
ный недостаток вала, выполняя роль концевой опоры. Однако
в действительности из-за неточной обработки вала и брони ци-
линдра; не вполне правильной сборки питателя и особенно из-за
неравномерного износа винтовых лопастей и брони цилиндра,
а также вследствие попадания в питатель вместе с тонким по-
рошкообразным материалом крупных, недоразмолотых частиц
и нередко металлических включений радиально направленная
нагрузка на рабочий конец вала распределена неравномерно
по сечению цилиндра. В связи с этим в сохранении устойчивости
вала питателя при его рабочем состоянии большая роль принад-
лежит подшипникам, на которые он опирается свободным от
винтовых лопастей концом.

Так как вал питателя работает при большом числе оборотов,
постоянной нагрузке и при действии на него вместе с радиально
направленными усилиями также осевой нагрузки, являющейся
силой реакции перемещаемого вперед материала, при конструи-
ровании опорных узлов выбираются роликовые или шариковые
радиально-сферические подшипники качения и предусматрива-
ется установка упорного подшипника качения.

Особо тщательно устанавливается опора, граничащая с за-
грузочной камерой питателя. Эта опора при работе питателя
не только сильно нагружена внешними усилиями, но и подвер-
жена загрязнению транспортируемым абразивным материалом.

Роликовый радиально-сферический подшипник 1 (фиг. 137)
этой опоры жестко закреплен на втулке вала при помощи уста-
новочной гайки 2. Со стороны загрузочной камеры подшипник
защищен от пыли манжетным 3 и фетровым 4 уплотнителями,
неподвижным кольцом 5, отражательным кольцом 6, которое
жестко соединено с правой и левой частями втулки и вращается
вместе с ней, и специальным уплотнительным приспособлени-
ем 7. Уплотнитель 7 манжетного типа состоит из двух частей,
разделенных металлическим кольцом 8 двутаврового сечения.

В стенке, соединяющей полки кольца, рассверлены отверстия,
расположенные на одинаковом расстоянии одно от другого.
От основного воздухопровода к кольцу подведен сжатый воздух,
поступающий в кольцо через отверстие 9. Сжатый воздух пре-
пятствует проникновению пыли из загрузочной камеры пита-
теля через щель между вращающейся втулкой 12 вала и втул-
кой 10 уплотнителя. Сжатый воздух усиливает действие этого
уплотнителя. В дополнение к уплотнителям на валу питателя
жестко закреплено защитное кольцо 11, соприкасающееся
с транспортируемым материалом и препятствующее его проник-
новению к уплотнителю 7. С другой стороны опоры, граничащей

Фиг. 137. Схема опорного узла пневматического винтового питателя.

со свободной и закрытой внутренними полостями корпуса пита-
теля, подшипник защищен одним уплотнителем 13 манжетного
типа.

Попадание транспортируемого материала в подшипник вле-
чет за собой быстрый его износ, возникновение вибраций вала
и необходимость выключения питателя для предохранения его
от аварии.

Опора вала, примыкающая к приводному электродвигателю
и отдаленная от непосредственного источника образования
пыли, имеет более простую конструкцию. Шариковый радиаль-
но-сферический и шариковый упорный подшипники защищены
от пыли с правой и левой стороны' уплотнителями манжетного
типа.
Чтобы питатель работал нормально, необходима точная об-
работка всех его деталей и особенно вала и винтовых лопастей,
правильная сборка при первоначальной установке и после ре-
монта, своевременная замена изношенных деталей новыми,
очистка сжатого воздуха от влаги и масла, которые приводят
к забиванию сопел. Устойчивой работе питателя способствует
также непрерывное поступление в его загрузочную камеру ма-
териала из бункера и постоянство давления воздуха в воздухо-
проводе перед поступлением в камеру смешения.

Быстрый износ деталей питателя является основным его
недостатком. Для повышения длительности работы деталей
питателя (винтовых лопастей, конца вала, клапана и др.)
их покрывают твердыми сплавами и обрабатывают абразивным
кругом.

Чтобы обеспечить непрерывность работы пневматической
транспортирующей установки, ее оборудуют обычно двумя па-
раллельно установленными питателями, из которых один яв-
ляется запасным. Рекомендуется также всегда иметь в запасе
вал питателя, броню, клапаны, разгрузочные кольца и другие
изнашивающиеся детали.

Работа винтового питателя нередко нарушается при попа-
дании в него вместе с порошкообразным материалом зернистых
включений и особенно металлических: заклиниваясь между
винтовой лопастью и броней корпуса, они могут быть причиной
разрушения деталей питателя.

Несмотря на отмеченные недостатки, винтовой питатель
хорошо выполняет предназначенную ему работу, имеет неболь-
шие габаритные размеры и малый вес при большой производи-
тельности. Дальнейшее совершенствование винтового питате-
ля связано в основном с выбором более износоустойчивых
материалов для изготовления его рабочих деталей.

Питатели характеризуются диаметром винтовой лопасти,
числом оборотов вала и мощностью электродвигателя. Диаметр
лопасти является основной конструктивной характеристикой
пневматического винтового питателя. Питатели выпускаются
с лопастями диаметром 150; 200 и 250 мм. Соответственно их
производительность по цементу составляет приблизительно
30; 50 и 120 т/час. Питатели работают при давлении воздуха
до 6 ати.

Машиностроительный завод в Дессау (ГДР) изготовил но-
вый тип пневматического винтового питателя с двумя валами,
уложенными в общий корпус, который продольно направленной
перегородкой разделен на две части [1]. На концах валов,
примыкающих к приводному электродвигателю, посажены оди-
наковые зубчатые шестерни. Один из валов соединен с валом
электродвигателя. Камера смешения питателя для обоих ва-
лов общая. Цель создания питателя такой конструкции — уве-
личение его производительности без увеличения диаметра вин-
товых лопастей. Новые питатели находятся в стадии производ-
ственного испытания.

3.	ПИТАТЕЛИ КАМЕРНОГО ТИПА

В противоположность винтовым камерные питатели рабо-
тают периодически: процесс нагнетания материала чередует-
ся здесь с непроизводительной затратой времени на заполнение

Фиг. 138. Схема установки двухкамерного пневматического питателя.

камер материалом. Чтобы транспортирующие пневматические
установки работали непрерывно при использовании питателей
камерного типа, их оборудуют обычно двумя параллельно рас-
положенными питателями.
Камеры питателей (фиг. 138) имеют цилиндрическую форму,
свариваются из стальных листов и устанавливаются вертикаль-
но. К нижней, конусообразной части каждой камеры присоеди-
нен горизонтально расположенный разгрузочный патрубок. Вто-
рые концы разгрузочных патрубков соединены вместе и присое-
динены к общему рабочему трубопроводу, по которому проис-
ходит транспортирование материала к месту его назначения.

Задвижки 14 поочередно открывают и закрывают сечения
патрубков для прохода по ним материала. Задвижки приводят-
ся в действие при помощи поршней пневмоцилиндров.

В верхние полусферические днища камер вварены цилинд-
рические патрубки 4, по которым из бункера, расположенного
над питателем, в его камеры стекает материал. Загрузочные
патрубки закрываются при помощи клапанов 5, которые приво-
дятся в движение пневмоцилиндром 3 через рычажную систему.
В камерах помещены указатели уровня материала 1 (на фиг. 138
уровнемер условно показан лишь в одной камере). Опускаясь
при повышении уровня материала и вновь приподнимаясь при
его понижении, указатель уровня замыкает или размыкает
электрическую цепь.

В верхних полусферических днищах камер имеются также
патрубки 6, через которые во внутреннюю полость камер вводит-
ся основное количество сжатого воздуха для транспортирования
материала. Чтобы можно было изменять количество вводимого
в камеры воздуха и его давление, в воздухопроводы включены
дроссельные клапаны <5. Фильтры 7, также включенные в воз-
духопроводную магистраль и расположенные непосредственно
у мест ввода воздуха в камеры, не допускают обратного выброса
вместе со сжатым воздухом материала и загрязнения им прибо-
ров управления установки. Обратный выброс материала с возду-
хом возможен при внезапных закупорках рабочего трубопровода
или при неправильной его продувке.

При разгрузке камеры от заполнившего ее материала ввод
в нее сжатого воздуха производится не только через патрубок 6,
но дополнительно еще и через патрубки 11 и 13. Вводимый через
патрубок 13 сжатый воздух обтекает сопло 12 и создает в раз-
грузочном патрубке разрежение. Вследствие этого возрастает
скорость движения материала по патрубку и снижается время
опорожнения камеры. Этой же цели, но путем местного повы-
шения давления, служит также сжатый воздух, вводимый в ка-
меру по (воздухопроводу 11. Клапаны 2 предназначены для
выхода воздуха из камер в момент загрузки их материалом.

Впуск сжатого воздуха в камеры для их опорожнения от
материала производится не непосредственно из воздушной ма-
гистрали, а через замедлитель действия'воздуха 20, снабжен-
ный пневматическими клапанами 21 и обратными воздушными
клапанами 19. Через патрубок 15 сжатый воздух может пода-
ваться в рабочий трубопровод, когда требуется его продуть.
Распределение сжатого воздуха по приборам управления пита-
теля осуществляется при помощи электромагнитных клапанов 16.

Питатель оборудован также манометрами для контролиро-
вания давления в камерах и воздухопроводах и вентилями, что-
бы можно было, открывая один из них и закрывая другие, про-
изводить продувку камер, воздухопроводов и рабочего трубо-
провода. Питатель работает автоматически; при неисправности
автоматики его можно использовать, произведя необходимые
переключения приборов управления вручную.

Представленное на схеме положение приборов управления
соответствует концу наполнения материалом камеры II и началу
загрузки камеры I. При этом вентиль 26 закрыт, а вентили 24
и 25 открыты. Сжатый воздух из ресивера компрессора посту-
пает в воздухопроводы 17 и 23. При подъеме материала в каме-
ре II до наивысшего уровня при помощи уровнемера была замк-
нута электрическая цепь установки, поэтому стержни электро-
магнитных клапанов передвинулись в положение, указанное на
схеме.

При этом положении стержней электромагнитных клапанов
сжатый воздух поступил: а) по воздухопроводу 9 в пневмоци-
линдр 3 и, сдвинув его поршень вправо, открыл доступ мате-
риалу в камеру I и закрыл загрузочный патрубок камеры //;
б) по воздухопроводу 18 в пневмоцилиндры задвижек 14 и, пере-
местив задвижки, открыл для прохода материала разгрузочный
патрубок камеры II и закрыл разгрузочный патрубок камеры
в) по воздухопроводу 27 в пневмоклапан 2 камеры I, соединив
при- этом внутреннюю полость этой камеры с атмосферой; г) по
воздухопроводу 18 через обратный клапан 19 в правую сторону
замедлителя действия воздуха 20 и после его заполнения в верх-
нюю часть пневмоклапана 21. Поршень клапана 21, перемеща-
ясь вниз, соединяет среднюю часть воздушного коллектора 22,
находящегося под давлением, с его правой частью. Теперь
камера II по воздухопроводу 10 и патрубкам 11 и 13 может на-
полняться сжатым воздухом и разгружаться от материала.

Замедлитель действия сжатого воздуха играет большую
роль при работе питателя: задерживая на несколько секунд
поступление воздуха во внутреннюю полость камеры, он
устраняет возможность начала ее разгрузки до полного закры-
тия загрузочного клапана и, следовательно, ее продувки возду-
хом с выносом из нее материала.

При понижении уровня материала в камере при ее разгруз-
ке конус уровнемера вновь поднимается и контакт между
электропроводами здесь нарушается. Однако действие электро-
магнитного клапана не приостанавливается, потому что с вво-
дом в камеру сжатого воздуха электрическая цепь замыкается
также поворотом стрелки контактного манометра.

В конце опорожнения камеры от материала давление в ее
внутренней полости резко падает, так как устраняется противо-
давление в рабочем трубопроводе. Стрелка контактного мано-
метра отклоняется в исходное положение и размыкает электри-
ческую цепь. Так осуществляется переключение работы
электромагнитных клапанов на обратное действие, при котором
наполненная материалом камера I устанавливается под разгруз-
ку, а камера II— под загрузку.

Количество сжатого воздуха и его давление выбираются
с таким расчетом, чтобы разгрузка одной камеры оканчивалась
на 2—3 мин. раньше загрузки другой. При выполнении этого
условия исключается возможность попадания сжатого воздуха
в загружаемую камеру и ее загрузочный патрубок.

В питателях камерного типа отсутствуют движущиеся дета-
ли, поэтому они работают с более высоким коэффициентом
использования, чем винтовые питатели. Расход сжатого воздуха
на транспортирование материала такой же, как у винтовых
питателей. При хорошей наладке приборов управления камер-
ные питатели работают автоматически, что позволяет снизить
расходы на их эксплуатацию. Недостатком питателей камерного
типа являются их значительные размеры, особенно высота.
Из-за этого их приходится устанавливать ниже уровня пола
помещения, чтобы они могли самотеком загружаться материа-
лом, поступающим из мельниц или пылеуловительных камер
вращающихся печей.

Работающие на отечественных цементных заводах камерные
питатели завода «Полизиус» (ГДР) характеризуются следую-
щими основными величинами: диаметром камер 1,8 м, их высо-
той 4 м, высотой подъема материала (цемента) до 40 м, дли-
ной транспортирования 250—300 м, фактическим давлением
воздуха при поступлении в камеры 4—4,2 ати, производитель-
ностью по цементу до 45 т/час, продолжительностью загрузки
камеры 15 мин., продолжительностью разгрузки камеры 12-4-13
мин., расходом воздуха 25 м31мин.

Опыт эксплуатации питателей камерного типа показал, что
простой их часто вызывается забиванием рабочего трубопровода
в месте стыка разгрузочных патрубков камер. Чтобы обеспечить
более устойчивую работу питателей, на некоторых заводах они
оборудованы не одним, а двумя идущими от каждой камеры
рабочими трубопроводами.

Загрузочные дроссельные и пневматические клапаны для
впуска сжатого воздуха во внутреннюю полость камер, а также
задвижки, фильтры, электромагнитные клапаны и замедлители
действия сжатого воздуха являются основными приборами
управления работой камерного питателя.

Фиг. 139. Схема загрузочного клапана камерного
пневматического питателя.

Чугунный пустотелый корпус 4 загрузочного клапана
(фиг. 139), эластично подвешенный к тяге 5, закрыт с нижней
стороны сменной чугунной крышкой 1. Крышка клапана крепит-
ся к его телу при помощи шпилек. Своим верхним концом тяга
свободно подвешена к пальцу двуплечего рычага 7, который
шарнирно связан со штоком пневматического приводного цилинд-
ра. При возвратно-поступательном движении штока вправо
и влево рычаг качается около оси 6, а подвешенный к тяге кла-
пан совершает возвратно-поступательное движение вверх и вниз.
Чтобы можно было регулировать угол поворота рычага и, сле-
довательно, высоту подъема и опускания клапана, конец што-
ка, к которому подвешен рычаг, соединен со средней частью
штока 9 при помощи стяжки 8. Пружина 3, введенная во внут-
реннюю полость клапана и зажатая между гайкой тяги и телом
клапана, смягчает удар клапана о седло при подъеме в верхнее
положение. Для этой же цели, а также для устранения износа
седла и 'уплотнения зазора между клапаном и седлом к нижней
торцовой поверхности седла прикреплено резиновое кольцо 2.

Загрузочное устройство камеры питателя — одйн из наибо-
лее быстро изнашивающихся его узлов. Износу здесь подвсрже-

Фиг. 140. Конструктивная схема переключателя для цемеитопровода.

но резиновое кольцо седла, чугунное днище клапана, кожаная
манжета пневматического цилиндра, детали сальников цилинд-
ра и концы рычагов в местах их соприкосновения с пальцами
штока и тяги. Своевременная замена этих деталей новыми
и правильно произведенное регулирование длины штока, обес-
печивающие плотное прилегание рабочей поверхности крышки
клапана к резиновому кольцу седла, — основные условия для
работы загрузочного устройства камеры без потерь воздуха
в атмосферу и распыливания транспортируемого материала.

Переключатель, введенный в разгрузочный патрубок каме-
ры, состоит из двух частей, 3 и 2 (фиг. 140), связанных между
собой болтами 1. Фланцы 4 и 5 заглушки крепятся к фланцам
патрубка. Клапан 8 заглушки при помощи рычага 7 жестко
соединен с осью 11. Поворачивая ось в ту или другую сторону,
клапан устанавливают в крайнее правое или левое положение,
открывая при этом сечение разгрузочного патрубка для прохода
по нему материала или закрывая его. На оси закреплена руко-
ять 9, при помощи которой можно поворачивать клапан вруч-
ную. Для поворота, клапана механическим путем на заточку 10
оси насаживается цилиндрическая шестерня (на фиг. 140
не показана). Шестерня находится в зацеплении с зубчатой рей-
кой, которая является одновременно концом штока пневмати-
ческого приводного цилиндра. Конструкция пневматического
цилиндра заглушки подобна конструкции приводного цилиндра
загрузочного клапана питателя. Чтобы предохранить' от износа
левую неподвижную часть корпуса заглушки, к ней при помощи
винтов прикреплена броня 6. При износе она легко Может заме-
няться новой.

4.	АЭРОЖЕЛОБА

Аэрожелоба предназначены для перемещения на небольшие
расстояния порошкообразных материалов в горизонтальном на-
правлении. Аэрожелоба отличаются от других транспортирую-
щих приспособлений полным отсутствием в них движущихся
деталей. Поэтому практически аэрожелоба не изнашиваются.

Фиг. 141. Схемз аэро желоба.

Аэрожелоб предстарляет собой глухой ящик (фиг. 141), из-
готовленный из тонких стальных листов с продольно направ-
ленной перегородкой, которая разделяет внутреннюю полость
этого ящика — корпус аэрожелоба — на верхнюю и нижнюю
части. Перегородка собрана из силикатных пористых плиток.

Корпус аэрожелоба устанавливается с наклоном около 4%
в сторону перемещения материала. В нижнюю часть внутренней
полости корпуса при помощи вентилятора вводится воздух под
давлением 200—300 мм вод. ст., а в верхнюю по одной или
нескольким течкам подается материал, подлежащий транспор-
тированию. Насыщенный воздухом, он стекает под уклон и вы-
пускается по разгрузочным течкам в места назначения.

Аэрожелоб работает хорошо, если перегородка из пористых
плит плотно отделяет верхнюю часть корпуса от нижней .и воз-
дух, поступающий в корпус, очищен от влаги и масла. Первое
условие достигается путем укладки плит перегородки в пазы
корпус^ на специальной замазке, а второе тем, что перед вво-
дом в аэрожелоб воздух пропускается через водомаслоотде*
литель.

Для транспортирования материалов на большие расстояния
аэрожелоб не пригоден, потому что разница в уровнях мест за-
грузки и разгрузки материала получается значительной. При
производстве цемента аэрожелоба используются главным обра-
зом для перемещения горячего цемента от мельниц в бункеры
винтовых пневматических питателей.

Произведены опыты использования аэрожелобов с пере-
городками нё из пористых плиток, а из технического войлока.
Чтобы войлок не соприкасался с транспортируемым материа-
лом, его верхнюю и нижнюю поверхности покрывали брезен-
том. Выяснено, что аэрожелоба такой конструкции работают
удовлетворительно [2].

Аэрожелоба характеризуются шириной корпуса, которая
равняется 125; 250; 400 и 500 мм. Производительность аэро-
желобов по цементу при указанной ширине корпуса составляет
соответственно 20; 40; 80 и 125 мР/час, расход воздуха 1,3—1,5
м^/мин на 1 м2 поверхности пористой перегородки [3].

ЛИТЕРАТУРА

1.	Hans R fiber und Gert S thicker. Ein neuer pneumatischer
Ffirderer. Silikat — TechniK, Nr. 9, 1959.

2.	П. А. Власов, Аэрационное транспортирование цемента в условиях
)«троительства, ВНИОСМ, Госстройиздат, 1954.

3.	А. О. Спиваковский, В. К. Д ья ч к о-в, Транспортирующие маши-
ны, Машгиз, 1955.
ГЛАВА XII

ПЫЛЕУЛОВИТЕЛИ

Производство цемента связано с большими потерями сырье-
вых материалов, угля и готового продукта, выносимых из ра-
бочих машин в атмосферу в виде пыли отходящими дымовыми
газами или воздухом. Вынос сырьевой пыли из вращающихся
печей равен в среднем 10%, а на ряде заводов он достигает
12—15%. Из цементных мельниц с аспирируемым воздухом уно-
сится 2—5% цемента, если перед выбросом наружу он не про-
пускается предварительно через пылеуловители. Необходимо
отметить при этом, что в атмосферу выносится самая тонкая и,
следовательно, по произведенным затратам самая дорогая часть
сырьевого материала и готового продукта.

1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ

В табл. 9 приведены сведения о степени запыленности газов
и воздуха, выходящих из рабочих машин, и о дисперсном со-
ставе выносимой из них пыли [1].

Из приведенных данных следует, что приблизительно 70%
пыли, выносимой из мельниц, имеет в поперечнике не более
40 р, а доля частиц пыли такой же крупности, выбрасываемых
в атмосферу из вращающихся печей, достигает 80%. Данные
таблицы подтверждают уже отмеченную большую запыленность
газов, выходящих из основных рабочих машин, применяемых при
производстве цемента.

Большой вынос пыли в атмосферу приводит, с одной стороны,
к ухудшению санитарно-технического состояния цехов, завод-
ских территорий и расположенных близко населенных пунктов,
а с другой — к снижению производительности завода и повыше-
нию стоимости тонны цемента. Для улавливания пыли, содер-
жащейся в отходящих газах, служат пылеуловители разных
конструкций.

Отношение среднего весового количества пыли, задержанной
пылеуловителем, к среднему количеству пыли, первоначально
22 д. И. Боганов

содержащейся в газах, на-
зывается коэффициен-
том полезного дейст-
вия пылеуловителя,
или степенью очистки газа.
Коэффициент полезного дей-
ствия — основная производ-
ственная характеристика
пылеуловителя. Пылеулови-
телями легче задерживают-
ся грубые фракции пыли,
чем тонкие и очень тонкие.
Поэтому при точной харак-
теристике работы пылеуло-
вителя его коэффициент по-
лезного действия определя-
ют для каждой улавливае-
мой им фракции пыли от-
дельно. Характеристикой пы-
леуловителя является также
его производительность, т. е.
способность пропускать в
единицу времени, обычно в
час, определенное количест-
во запыленных газов, выра-
жаемое в ти3, и его гидрав-
лическое сопротивление дви-
жению газов, которое изме-
ряется в мм вод. ст.

Большая производитель-
ность, высокая степень очи-
стки газов, низкое гидравли-
ческое сопротивление, про-
стота конструкции, легкость
изготовления и устойчивость
в работе как при нормаль-
ном режиме, так и при из-
меняющихся температуре и
влажности газового пото-
ка — основные требования,
предъявляемые к пылеуло-
вителям.

Выделение пыли из дви-
жущегося газового потока в
пылеуловителях происходит
в результате воздействия на частицы пыли таких сил,/которые
вызывают движение этих частиц относительно самого движуще-
гося потока, причем перпендикулярно к нему или па другому
направлению, не совпадающему с направлением движения по-
тока. В соответствии с различным действием сил, осаждающих
частицы пыли из газового потока, пылеуловители разделяются
на следующие группы.	t

1.	Пылеосадительные камеры, чсфез которые
с большей или меньшей скоростью пропускаются запыленные
газы. Пыль из газового потока выделяется здесь Главным обра-
зом под действием силы тяжести. Эффективная работа пыле-
осадительных камер возможна лишь при очень гралых скоростях
движения газового потока. В связи с увеличением мощности от-
дельных рабочих машин, а также с интенсификацией производ-
ственных процессов камерные пылеуловители играют теперь ог-
раниченную и второстепенную роль в осаждении пыли.

2.	Обыкновенные и батарейные циклоны.
В этих пылеуловителях частицы пыли выпадают из газового
потока в результате действия на них центробежной силы, воз-
никающей при вращательном движении газового потока. Пыле-
уловители циклонного типа наиболее широко распространены
в промышленности, в том числе и в цементной.

3.	Тканевые фильтры. Их действие основано на спо-
собности бумажной, шерстяной или какой-либо другой ткани
пропускать через свои поры воздух или газ и задерживать час-
тицы пыли.

4.	Электрофильтры, принцип действия которых осно-
ван на том, что под влиянием электрического поля высокого
напряжения, создаваемого между электродами, в потоке газа
образуются ионы и электроны, сообщающие пылинкам, взвешен-
ным в газах, электрический заряд. Заряженные пылинки дви-
жутся к электродам и осаждаются на них. Обеспыленные газы
выходят из электрофильтра, а осевшая на электродах пыль
стряхивается в бункер.

5.	Инерционные (жалюзийные) пылеуловители,
в которых пыль осаждается под действием сил инерции при
резком изменении направления движения газов.

6.	Центробежные пылеуловители ротацион-
ного действия, предназначенные для выделения из газовых
потоков грубых фракций пыли при помощи центробежной силы.

7.	Комбинированные .пылеуловители, пред-
ставляющие собой несколько (в большинстве случаев два) по-
следовательно соединенных аппаратов, например циклон ^тка-
невый фильтр, циклон и электрофильтр. Применение комбини-
рованных пылеуловителей позволяет повысить степень очистки
газа и цутем выделения из газового потока грубых частиц пыли
первымДпростым по устройству пылеуловителем сохранить на
длительней период работы без ремонта второй, более сложный
и дорогой^ пылеуловитель, предназначенный для осаждения из
газов тонкой пыли.

На цементных заводах используются пылеуловители всех
перечисленных групп, кроме жалюзийных и центробежных ро-
тационного действия. Пылеуловители этих видов не применяются
здесь из-за невозможности осаждать в них мелкие фракции
пыли и вследствие быстрого истирания элементов, из которых
составлены их решетки или лопасти колес, быстродвижущимися
частицами цемента и шлака [2].

Кроме указанных пылеуловителей, работающих по сухому
способу, в промышленности применяют и мокрые пылеулови-
тели: полые (безнасадочные) скрубберы, скрубберы с насадкой,
барботеры [3] и центробежные скрубберы.

В полых скрубберах, представляющих собой вер-
тикальные сосуды цилиндрической формы, запыленный газовый
поток при движении через внутреннюю полость сосуда встречает
на своем пути мелко распыленную воду, вводимую в сосуд через
форсунки под давлением. Газы здесь не только очищаются от
пыли, но и одновременно охлаждаются в результате потери
тепла на парообразование. Чтобы увеличить площадь сопри-
косновения газов с водой, внутреннюю поверхность скруббера
наполняют иногда кусковыми материалами (коксом, кварцитом,
керамическими кольцами и т. п.). Пылеуловители такой конст-
рукции называются скрубберами с насадкой.

Для обеспыливания и одновременного охлаждения газовый
поток может протягиваться также через тонкий слой воды. Уста-
новки, предназначенные для этой цели, называются барбо-
терами.

К мокрым пылеуловителям, как уже было отмечено, отно-
сятся центробежные скрубберы, по своей конструкции
сходные с обычными циклонами и работающие по одному
с ними принципу.

В последние годы стремятся использовать для улавливания
пыли из газового потока высокочастотные звуковые колеба-
ния, под действием которых мелкие частицы пыли слипаются,
образуя более крупные, которые улавливаются затем в механи-
ческих или электрических' пылеуловителях. Пылеуловители, дей-
ствующие по этому принципу, называются ультразвуковыми
пылеуловителями и находятся пока в стадии испытания и усо-
вершенствования.

Пылеуловители работают под давлением или разрежением.
Так как при работе их под давлением вентилятор расположен
22*
перед пылеуловителем, то вся пыль, содержащаяся в /газовом
потоке, проходит через внутреннюю полость вентилятора, быстро
изнашивая лопатки его рабочего колеса. Это отрицательное яв-
ление при использовании пылеуловителей исключается, если они
работают под разрежением. В этом случае вентилятор распола-
гается за пылеуловителем и, следовательно, через него проходит
не запыленный, а уже очищенный газовый поток.

При выборе способа работы пылеулавливакпцёй установки
принимают во внимание следующее: 1) при работе установки
под разрежением происходит засасывание в нее воздуха снару-
жи, возрастает общий объем газов и перегружается вентилятор,
но исключается возможность выхода газов наружу и загрязне-
ния ими воздуха; 2) работа пылеуловителя под Давлением опас-
на, когда он устанавливается в закрытом помещении и газовый
поток, очищаемый от пыли, содержит составляющие, вредные
для здоровья людей.

Выбор места установки вентилятора и, следовательно, спосо-
ба работы пылеуловителя (под разрежением или давлением)
производят путем сопоставления положительных и отрицатель-
ных факторов каждого способа, принимая во внимание произ-
водительность установки, степень запыленности газов, химиче-
ский состав и величину площадки, предназначенной для распо^
ложения на ней элементов установки.

2.	ЦИКЛОНЫ

Циклоны являются наиболее простыми и наиболее распро-
страненными в промышленности пылеуловительными устройст-
вами. Циклоны выпускаются нескольких конструкций, отличаю-
щихся одна от другой лишь формой отдельных частей и их
относительными размерами.

Циклон конструкции НИИОГАЗ (Научно-исследовательский
институт очистки газов) предназначен для улавливания твер-
дых частиц из инертных газов [4]. Для циклонов этой конструк-
ции характерны небольшой диаметр корпуса и высокая степень
очистки газов. В промышленности применяются также циклоны
конструкции ЛИОТ (Ленинградский институт охраны труда)
и др.

Корпус циклона НИИОГАЗ (фиг. 142, а) состоит из двух
частей: верхней цилиндрической и нижней конусной. Своим
нижним конусным концом корпус входит в разгрузочный бун-
кер 1. В цилиндрическую часть корпуса вставлена труба 2, по
которой уходят очищенные газы. Патрубок 3, расположенный
под небольшим углом к горизонту и тангенциально к корпусу,
служит для ввода в пылеуловитель запыленного газа. По пат-
рубку 4 очищенный газ выходит из циклона.
Через тангенциально расположенный патрубок запыленный
газовый поток поступает в циклон с большой скоростью, равной
15—25 м/сек. Вследствие этого при поступлении в циклон поток
приобретает вращательное движение, одновременно опускаясь
вниз. Под действием центробежной силы частицы пыли, облада-
ющие известной массой и большой скоростью, отбрасываются

к стенке циклона, теряют
скорость и, скользя по
стенке, постепенно спол-
зают вниз к разгрузочно-
му отверстию. Так как
газовый поток в циклоне
не только вращается, но
и перемещается вдоль оси
к конусной части, транс-
портирование частиц пы-
ли к разгрузочному от-
верстию происходит так-
же путем увлечения их
перемещающимся газо-
вым потоком. Выпадая
через отверстие конуса,
уловленная пыль попа-
дает в разгрузочный бун-
кер, откуда через затвор
(на фиг. 142,а не пока-
зан) выпускается наружу.
Газ, очищенный от пыли,
удаляется из циклона по
центральной выходной
трубе.

Если скорость газово-

Фиг. 142. Схема циклона НИИОГАЗ:

а— отдельно установленный циклон; б — групповая
установка циклонов.

го потока при входе в цик-
лон выбирается меньше
15 м/сек, то степень очи-
стки газа из-за недоста-

точной центробежной си-

лы пылинок, возникающей при их вращении, заметно снижается.
Не приводит к положительным результатам и повышение ско-
рости сверх 25 м/сек-, в циклоне возникают вихревые движения
газа, которые ослабляют действие центробежной силы на пы-

линки. К тому же при большой входной скорости газа сильно

возрастает гидравлическое сопротивление циклона, возрастает
потребная мощность электродвигателя вентилятора и повыша-

ются расходы на эксплуатацию.
При наивыгоднейших скоростях (15—25 м]сек) газа, посту-
пающего в циклон, сопротивление циклона проходу газа равно
30—60 мм вод. ст. Наиболее полно улавливаются в циклоне
крупные частицы пыли, обладающие значительной массой. Час-
тицы размером в поперечнике 5р и меньше улавливаются цик-
лоном очень плохо.

С уменьшением диаметра циклона при сохранении прежней
скорости газа во входном патрубке степень очистки газа уве-
личивается. В циклонах конструкции НИИОГАЗ, диаметр кото-
рых равен 300—800 мм, при благоприятных условиях эксплуа-
тации степень очистки газа достигает 90—95% [5].

Так как производительность циклонов НИИОГАЗ из-за их
небольшого диаметра невелика, их часто объединяют в группы
(фиг. 142, б). Чтобы циклоны группы работали с наибольшим
коэффициентом полезного действия, их выбирают одинаковыми
по величине и при сборке в группу создают условия, при кото-
рых газ равномерно распределяется по отдельным циклонам
и в подводящем патрубке испытывает одинаковое сопротивле-
ние [6].

Применение групповых циклонов в цементной промышлен-
ности в последние годы значительно расширилось. Имеются
установки, в которых циклоны используются также в сочетании
с пылеосадительными камерами. Камера такой установки де-
лается с двойным перекрытием. Внутренняя полость камеры,
ограниченная перекрытиями, соединена с вентилятором, создаю-
щим во всей установке разрежение. В нижнем перекрытии при
его изготовлении предусмотрены отверстия, в которые вставлены
открытые верхние концы выходных труб циклонов. Запыленный
газовый-ДоТок проходит последовательно через камеру, цикло-
ны,^внутреннюю полость между перекрытиями и при помощи
вентилятора выбрасывается затем в атмосферу. Двигаясь через
камеру, частицы пыли ударяются о ее стенки и о наружные
поверхности циклонов и вследствие этого выпадают из газового
потока. Они выпадают из потока также потому, что при пере-
мещении через камеру неоднократно меняют направление своего
движения. В результате этого газ поступает в циклоны пример-
но с половинным содержанием пыли по сравнению с начальным
ее количеством. Износ циклонов уменьшается, и их коэффициент
полезного действия увеличивается. Камерноциклонные установ-
ки, собранные из большого числа циклонов, имеют высокую
производительность и могут применяться для очистки отходя-
щих газов из мощных вращающихся печей.

Несмотря на простоту конструкции, циклоны нуждаются
во внимательном обслуживании. Только при этом непременном
условии они могут работать с высокой степенью очистки газов.
Подсос воздуха через нижнюю конусную часть циклона —
одна из наиболее частых причин плохой его работы. Наружный
воздух, проникающий через неплотности, захватывает осевшую
в циклоне пыль и выносит ее в выходную центрально располо-
женную трубу, резко снижая эффективность действия циклона.
Подсос наружного воздуха в циклон снизу в количестве 10—
15% объема очищаемых тазов сводит работу циклона на нет[5].
Примерно такими же отрицательными последствиями сопро-
вождается работа циклона при несвоевременном удалении из
него уловленной пыли. Собираясь в конусе, она захватывается
вращающимся и движущимся вверх газовым потоком и также
выносится в выходную трубу.

Циклон не может работать нормально и при изменяющем-
ся объеме поступающего в него газа. Как снижение, так и по-
вышение количества газа по сравнению с нормальным связано
с изменением его скорости движения во входном патрубке, ко-
торая, как* уже отмечено, не должна превышать определенной
величины.

Корпус циклона изготовляется из стального листа толщиной
5—8 мм. Более толстые листы выбирают тогда, когда улавли-
ваемая из газового потока пыль абразивная и быстро истирает
внутреннюю поверхность корпуса.

Кроме простоты конструкции, низкой стоимости, надежности
действия, легкости обслуживания, небольшого сопротивления,
оказываемого движущемуся газовому потоку, к положитель-
ным качествам циклона относится также пригодность его для
улавливания пыли из газов с высокой температурой, достигаю-
щей 400—500°.

Основной конструктивной величиной, характеризующей цик-
лон, является внутренний диаметр его корпуса. По диаметру
корпуса определяются остальные размеры циклона. Производ-
ственными характеристиками циклона служат: производитель-
ность, т. е. количество газов, которое он может пропустить
в единицу времени, и сопротивление движению газового потока,
выражаемое в мм вод. ст.

На цементных заводах циклоны используются для улавли-
вания пыли из газов, выходящих из сушильных барабанов,
а также из вращающихся печей. Они применяются также в со-
четании с тканевыми фильтрами и электрофильтрами для очист-
ки воздуха, удаляемого из цементных мельниц.

3.	БАТАРЕЙНЫЕ ЦИКЛОНЫ

Центробежная сила, с которой частицы пыли отбрасываются
к стенке циклона, равна
Р ~mv'

4 г •

(121)

Из этого уравнения следует, что при одной и той же массе
и скорости пылинка отбрасывается к стенке циклона с тем
большей силой, чем меньше диаметр циклона. Усиление дейст-

вия центробежной силы с уменьшением диаметра циклона по-
ложено в основу конструкции батарейного циклона, представ-

ляющего собой большое количество отдельных пылеуловитель-
ных элементов, объединенных в секции и батарею. Элементы,
входящие в батарею,

Фиг. 143. Схема батарейного циклона:
а—циклон в сборе; б—элэм?нты циклона.

выбираются одинако-
выми по диаметру.
Наиболее употреби-
тельны элементы диа-
метром 100; 150; 200 и
250 мм.

Элементы циклона
(фиг. 143) помещают-
ся во внутреннюю по-
лость его корпуса, из-
готовляемого из сталь-
ного листа и имеющего
прямоугольную или
круглую форму. Свои-
ми нижними расширен-
ными частями элемен-
ты вставлены в отвер-
стия решетки 1, а верх-
ними выходными труб-
ками — в отверстия ре-
шетки 2. Запыленный
газ поступает в по-
лость, ограниченную

решетками, через пат-
рубок 4, проходит по

кольцевым щелям между корпусами элементов и их выходными
трубками и через патрубок 3 выбрасывается в атмосферу.
Пыль, осажденная из газового потока, собирается в нижней
конусной части корпуса и через разгрузочное отверстие при
помощи питателя удаляется наружу.

Корпус элемента циклона 7 (фиг. 143, б) отливается из чу-
гуна, а трубка 5 для выхода газов изготовляется из стали.
К внешней поверхности трубки приваривается один-два винто-
вых витка 6. При помощи этих витков газ, проходящий через
щель между трубкой и корпусом, получает вращательное дви-
жение. Чтобы это осуществлялось в полной мере, зазор между
витками и внутренней поверхностью корпуса элемента должен
быть в пределах 1—2,5 мм.

Батарейный циклон, как и обычный, работает нормально,
если устранена возможность засасывания через его разгрузоч-
ную часть наружного воздуха и не допускается скопления
осажденной пыли у его разгрузочного отверстия. Для нормаль-
ной работы батарейного циклона требуется еще, чтобы запы-
ленный газ равномерно распределялся по его отдельным эле-
ментам. Это достигается при условии, если элементы циклона
имеют одинаковые размеры и создают равные сопротивления
проходу через них газов.

Батарейные циклоны превосходят обычные по производи-
тельности и имеют несколько большую степень очистки газа от
пыли. Но эксплуатация батарейных циклонов связана с боль-
шими трудностями, так как: 1) даже при установившемся ре-
жиме работы пылевыделяющей установки отдельные элементы
и отдельные участки циклона часто забиваются пылью, причем
особенно быстро, если газовый поток имеет повышенную влаж-
ность; б) при содержании в газовом потоке абразивной пыли
корпуса, трубки и направляющие витки элементов сильно из-
нашиваются, что связано с изменением их формы и снижением
степени очистки газа; в) элементы циклона нуждаются в пери-
одической очистке и проверке на плотность соединения их с ре-
шетками.

Батарейные циклоны более сложны по конструкции, чем
обычные, и их сопротивление проходу газов, равное 50—85 мм
вод. ст., выше сопротивления в обычных циклонах.

Батарейные циклоны характеризуются производительностью,
гидравлическим сопротивлением и числом элементов.

4.	ТКАНЕВЫЕ (РУКАВНЫЕ) ФИЛЬТРЫ

Для очистки запыленных газов рукавными фильтрами га-
зовый поток пропускают через хлопчатобумажную или шерстя-
ную ворсистую ткань, подвешенную в фильтре в виде рукавов
цилиндрической формы. Частицы пыли задерживаются тканью
и периодически стряхиваются с нее в бункер, а обеспыленный
газ, пройдя через поры ткани, удаляется из фильтра.

В промышленности используются рукавные фильтры с об-
ратной продувкой ткани и фильтры без продувки. Для очистки
сильно запыленного газа применяют фильтры с обратной
продувкой ткани. Схема рукавного фильтра с обратной
продувкой приведена на фиг. 144.
Рукава 1 фильтра помещены в его корпусе, имеющем пря-

моугольное сечение. Корпус сварен из тонкого стального листа.
Вертикально направленными перегородками 10 внутренняя
полость корпуса разделена на секции. Рамы 2, к которым под-

вешены рукава, прикреплены к вертикальным стержням 3.

Стержни вместе с рамами и рукавами
4 могут приподниматься на некоторую

Фиг. 144. Схема тканевого (рукавного) фильтра.

при помощи кулачков
высоту и сбрасываться
с нее. Кулачки закреп-
лены на горизонталь-
ном валу, приводящем-
ся в медленное вра-
щательное движение
от электродвигателя
через редуктор (на
фиг. 144 не показан).
Так как кулачки рас-
положены на валу под
определенным углом
один относительно дру-
гого, рамы с рукавами
поднимаются и рукава
секций встряхиваются
не сразу, а поочередно.
Сверху рукава заглу-
шены, а снизу откры-
ты. Своими концами

они плотно надеты на выступающие вверх патрубки и прочно
связаны с ними.

Запыленный газ поступает в фильтр через трубопровод 7.
Осажденная из газа пыль собирается в нижней части фильтра
и удаляется из него при помощи шнека //. Лопастный затвор
12 регулирует выпуск пыли из фильтра наружу и устраняет
возможность попадания в его внутреннюю полость атмосфер-
ного воздуха.

При работе основного вентилятора (на фиг. 144 не показан)
и создании в фильтре разрежения запыленный газ засасывается
в рукава, протягивается через их ткань и по трубопроводу 9
удаляется из фильтра. Осевшая на внутренних поверхностях
рукавов пыль при их встряхивании отделяется от ткани, восста-
навливая ее способность к фильтрации. Когда рукава секции
начинают встряхиваться, клапан 8 закрывает газовому потоку
доступ в эту секцию. Клапан 5, наоборот, открывается для
нагнетания чистого подогретого воздуха вспомогательным вен-
тилятором в отключенную от газового потока секцию через
трубопровод 6. Пронизывая ткань рукавов в направлении,
обратном направлению запыленного газового потока, продувоч-
ный воздух способствует отрыву частичек пыли от ткани. Перед
вводом в фильтр продувочный воздух подогревается прибли-
зительно до той температуры, какую имеет очищаемый газ при
поступлении в фильтр. Воздух подогревают для того, чтобы
устранить возможность конденсации из него влаги в виде росы
и не допустить замазывания ткани, что резко ухудшило бы ее
фильтрующую способность.

На работу тканевого фильтра большое влияние оказывает
выбор сорта ткани для рукавов и скорости движения газового
потока через ткань. Для очистки сильно запыленных газов ру-
кава шьют из шерстяной фильтровальной ткани-байки ЧШ.
имеющей ворс с двух сторон. Байку ЧШ можно применять для
очистки газа с температурой, не превышающей 80—90°. Для
улавливания пыли из газа, нагретого лишь до 60°, используют
более дешевую хлопчатобумажную фильтровальную ткань.

С повышением скорости движения газового потока через
ткань, с одной стороны, возрастает производительность фильтра,
с другой — усиливается износ ткани и растет ее сопротивление
проходу газов.

Скорость движения газового потока через ткань выбирают
в пределах от 0,3 до 1,5 м/мин. При этом принимают во внима-
ние форму осаждаемых на ткани пылинок, размер их попереч-
ника и желаемую степень очистки газа. Если пылинки имеют
округленную форму и значительны по размерам, то фильтр
может работать при больших скоростях движения газа, чем в
тех случаях, когда фильтром улавливается тонкая абразивная
пыль. Выбор скорости движения газа через ткань должен свя-
зываться также с условиями эксплуатации фильтра и заплани-
рованным коэффициентом использования рабочей машины.
Чтобы увеличить срок службы рукавов при улавливании цемент-
ной и шлаковой пыли, скорость движения газового потока через
ткань не следует выбирать больше 1 м/мин.

Как только фильтр включается в работу, сопротивление ткани
проходу через нее газового потока начинает возрастать из-за
оседания на ткань частиц пыли. С увеличением толщины слоя
пыли сопротивление ткани постепенно повышается. Затем после
встряхивания рукавов оно падает, не достигая однако той ми-
нимальной величины, которую имело, когда ткань была чистой.
Таким образом, сопротивление ткани проходу газового потока
зависит от продолжительности ее использования, физических
свойств пыли, интенсивности встряхивания рукавов и их обрат-
ной продувки воздухом.

При малых скоростях движения газа (не более 0,2 м/мин)
сопротивление ткани составляет примерно 20 мм вод. ст., а при
принятых средних скоростях, равных 1,0—1,5 м/мин, и нормаль-
ных условиях эксплуатации фильтра оно приближается к 90 мм
вод. ст.

Считается, что тканевый фильтр эксплуатируется правильно,
если: а) температура запыленных газов при входе в фильтр
поддерживается равной 80—90°, так как при более высокой тем-
пературе шерстяная ткань быстро разрушается; б) подача
продувочного воздуха в секции производится под давлением
130—150 мм вод. ст., чтобы ткань могла хорошо очищаться от
осевшей на нее пыли, причем продувочный воздух перед поступ-
.лением в фильтр подогревается приблизительно до температуры
запыленного газового потока; в) газовый поток в фильтр посту-
пает равномерно, чем обеспечивается постоянная скорость его
прохождения через ткань; г) производится наблюдение за состо-
янием рукавов и тотчас устраняются мелкие неисправности;
,д) изношенные рукава своевременно заменяются (комплектно)
новыми или бывшими в употреблении, но предварительно выби-
тыми, простиранными и отремонтированными.

Рукава для фильтра шьют диаметром от 150 до 220 мм
и длиной 2—3 м. Чтобы рукав при протягивании через него газа,
а также при продувке чистым воздухом не терял своей цилинд-
-рической формы, на него надевают и пришивают к ткани сталь-
ные кольца из проволоки диаметром 5 мм. Кольца располагают
одно от другого на расстоянии 150 мм в нижней части рукава
и 400 мм в его верхней части. Шов является слабым местом
рукава: по шву наиболее часто рукав разрывается. Чтобы уве-
.личить прочность рукавов, в последние годы текстильная про-
мышленность начала выпускать бесшовные фильтровальные
рукава из капроно-шерстяной ткани. По термостойкости эта
ткань подобна шерстяной.

Относительно быстрый износ рукавов — один из главных не-
достатков тканевых фильтров. При нормальных условиях экс-
плуатации рукава фильтра, очищающего аспирационный воздух
цементных мельниц, служат в среднем шесть месяцев. Срок
работы рукавов часто снижается при перегрузке фильтра из-за
подсосов в него наружного воздуха. При внимательном обслу-
живании рукава могут служить и год.

К недостаткам тканевых фильтров относится также ограни-
ченность их применения из-за низкой допускаемой температуры
поступающего в них запыленного газового потока. Чтобы устра-
нить этот недостаток, шерстяные и хлопчатобумажные ткани
для рукавов заменяются тканями из синтетических волокон.
В последние годы испытаны и теперь внедряются термостойкие
фильтровальные ткани из волокон нитрона, орлона и тирилена.
Рукава, изготовленные из первых двух тканей, могут пропускать
запыленные газы при температуре 120—130°, а сделанные из ти-
риленовой ткани — при температуре 160° [5].

Испытаны фильтровальные ткани, изготовленные из стеклян-
ного волокна. Однако рукава из них не получили пока распро-
странения из-за низкой сопротивляемости изгибающим усилиям
и малого срока работы. При устранении этого недостатка филь-
тровальные ткани из стеклянного волокна значительно расши-
рили бы область применения тканевых фильтров; рукава, изго-
товленные из стеклянного волокна, могут пропускать газы
с температурой до 300—400° [7].

Положительным качеством тканевых фильтров является
высокая степень очистки газа, достигающая 98—99%. В этом
отношении тканевые фильтры также эффективны, как и элек-
трические. При помощи их, так же как и с помощью электриче-
ских, можно улавливать очень тонкие фракции промышленной
пыли. При этом от электрофильтров тканевые пылеуловители
отличаются меньшими первоначальными затратами, простотой
конструкции и безопасностью работы.

При большой запыленности газового потока и наличии в нем
грубой фракции пыли перед тканевыми фильтрами часто уста-
навливают обычные или батарейные циклоны. Таким путем
повышают срок работы рукавов тканевого фильтра, снижают
расходы по эксплуатации пылеулавливающей установки и дости-
гают высокого коэффициента ее использования.

Тканевые фильтры, выпускаемые отечественной промышлен-
ностью, характеризуются числом секций, числом рукавов и по-
верхностью фильтрования, выраженной в м3.

5.	ЭЛЕКТРОФИЛЬТРЫ

В последние годы на отечественных цементных заводах
установлено большое количество электрофильтров для очистки
отходящих газов из вращающихся печей и сушильных бараба-
нов, а также для улавливания пыли из аспирационного воздуха,
удаляемого из трубных мельниц.

Электрофильтр состоит из двух основных частей: пылеосади-
тельной камеры с электродами, через которую проходит подле-
жащий очистке газ, и высоковольтной аппаратуры, преобразую-
щей переменный ток напряжением 220—380—500 в в постоян-
ный ток высокого напряжения (до 78 000 в), поступающий затем
к коронирующим электродам.

'Высоковольтная аппаратура электрофильтров различных
конструкций принципиально одинакова. Устройство же пыле-
юсадительной камеры и электродов зависит от состава газа, под-
электрофильтра.

лежащего очистке, его температуры, давления, запыленности,
размера пылинок и необходимой степени очистки.

Применяют электрофильтры с трубчатыми или
пластинчатыми осадительными электродами.
Сущность действия электрофильтров этих типов одинакова и за-
ключается в следующем.

Если в стальную трубу (фиг. 145), присоединенную к поло-
жительному потенциалу источника электрической энергии,
ввести тонкий металлический провод, соединен-
ный с отрицательным потенциалом, то воздух,
заключенный в трубе, получит электрический
заряд, в нем создастся неоднородное электри-
ческое поле постоянного направления и высо-
кой напряженности.

Ионы, образующиеся под действием элек-
трического поля, двигаются со скоростью, за-
висящей от степени напряженности поля. По-
ложительные и отрицательные ионы наиболее
интенсивно образуются около провода, по-
скольку здесь электрическое поле имеет наи-
большую напряженность.

Если в цепь установки включить миллиам-
перметр, то он отметит определенную силу
тока, т. е. наличие стабильного (не искрового)
электрического разряда. Такой электрический
разряд называется коронным.

Когда запыленный газ проходит через внутреннюю полость
трубы, пылинки абсорбируют ионы и приобретают отрицатель-
ный заряд. После этого они изменяют направление и движутся
перпендикулярно к газовому потоку, т. е. к положительно заря-
женной стенке трубы. Эта положительно заряженная труба на-
зывается осадительным электродом, а подвешенный в
ней провод, соединенный с отрицательным потенциалом элект-
рического тока, коронирующим электродом.

При соприкосновении с положительно заряженным осадитель-
ным электродом пылинки отдают ему свой электрический заряд,
и действием механической силы сцепления удерживаются на по-
верхности электрода. Так как величина этой силы незначитель-
на, то при легком встряхивании электрода, которое осуществля-
ется при помощи специальных встряхивающих устройств,,
пылинки отрываются от него и падают вниз. Сила сцепления
пылинок с поверхностью электрода зависит от их физических
свойств, скорости движения запыленного потока, его влажности
и температуры, а также от состояния поверхности осадительного,
электрода и режима работы всей установки.
Твердые частицы, обладающие хорошей проводимостью,
быстро отдают свой заряд осадительному электроду и слабо
удерживаются на его поверхности. Частицы же, плохо проводя-
щие электрический ток, наоборот, устойчиво держатся на оса-
дительном электроде, поэтому на нем образуется чрезмерно
толстый слой, его электропроводность уменьшается и понижает-
ся электропроводность электрического поля.

Пылинки, получившие положительный заряд, осаждаются
на коронирующих электродах, поэтому встряхивающие устрой-
ства устанавливают не только для осадительных, но и для коро-
нирующих электродов [8].

Электрофильтры, изготовляемые по схеме, приведенной на
фиг. 145, называются трубчатыми в отличие от пластинчатых,
в которых коронирующие электроды подвешены не в трубе, а
между двумя стальными пластинами, являющимися осадитель-
ными электродами.

Расстояние между пластинами принимается равным 250—
350 мм. Если оно будет больше, то напряженность электриче-
ского поля окажется недостаточной для интенсивного осаждения
частичек пыли. По этой же причине диаметр труб в электро-
фильтрах трубчатого типа выбирается равным 200—300 мм.

Для изготовления коронирующих электродов электрофиль-
тров используют нихромовую или фехралевую проволоку диа-
метром 2 мм. Коронирующие электроды крепятся к рамам, объ-
единяющим их в одну систему, и подвешиваются в пространстве
между осадительными электродами (стальными трубами или
пластинами).

К нижним концам рам коронирующих электродов подвешены
для их оттягивания металлические грузы. Осадительные элек-
троды заземлены, а коронирующие, изолированные от осади-
тельных, присоединены к источнику постоянного тока высокого
напряжения.

Электроды встряхиваются в результате ударов молотков
о рамы, на которых они подвешены. Молотки, прикрепленные
к рукоятям, приводятся в движение от электродвигателя через
редуктор и систему цепных передач.

Так как электрофильтр питается постоянным током высокого
напряжения, он оборудуется установкой, при помощи которой
вначале производится повышение напряжения сетевого тока,
а затем его выпрямление. Исходя из этого, в установку включа-
ют трансформатор и механический выпрямитель, объединяя их
в общий электрический агрегат. В отечественной промышлен-
ности им обычно является электроагрегат АФА-90-200.

При работе электрофильтров Запыленный газовый поток дви-
жется вертикально снизу вверх или горизонтально. По этому
признаку электрофильтры разделяются на горизон-
тальные и вертикальные.

В электрофильтрах всех конструкций больше пыли осаждает-
ся на тех осадительных электродах, которые расположены
у входного конца электрофильтра, и меньше на электродах,
находящихся у его выходной части. Практикой отмечено, что
осаждение пыли на электродах резко снижается, когда они на-
ходятся в процессе встряхивания. Отсюда выявилась необхо-
димость разделения пылеулавливающей части фильтра на два
или на три последовательно расположенных электрических поля
с отдельными механизмами, позволяющими поочередно встря-
хивать электроды каждого поля. Таким путем при некотором
усложнении конструкции электрофильтра достигается повыше-
ние его коэффициента полезного действия.

Электрофильтры работают при малых скоростях проходяще-
го через них газового потока (0,5—1,5 м/сек), поэтому по срав-
нению с другими пылеуловителями они оказывают наименьшее
(10—15 мм вод. ст.) сопротивление его движению. С возраста-
нием скорости движения газа пылеулавливающая способность
электрофильтра снижается.

Когда требуется установить электрофильтр повышенной
производительности, его изготовляют не одно-, а двухсекцион-
ным, т. е. составленным из двух параллельно расположенных
частей для одновременного пропуска двух газовых потоков.

По назначению электрофильтры разделяются на три группы
Электрофильтры первой группы предназначены главным
образом для очистки сухих газов. При помощи электрофильтров
второй группы очищают от пыли увлажненные газы.
Электрофильтрами третьей группы производится осажде-
ние пыли из коррозирующих газов, которые могут разрушать
коронирующие и осадительные электроды, если не будут преду-
смотрены меры к их защите.

При производстве цемента используются в основном электро-
фильтры первой группы. Из установок этого вида, выпускаемых
отечественной промышленностью, наиболее распространены
электрофильтры типов ДВП 2\25; Ц-7; 5-СК; ГК и У.

Вертикальные двухсекционные электрофильтры ДВП 2\25
устанавливаются для улавливания пыли из газа вращающихся
печей. Электрофильтры этого типа имеют большую производи-
тельность (до 180 тыс. м31час) и высокий коэффициент полезного
действия. Для очистки печных газов служат также электро-
фильтры типа ГК- При помощи горизонтальных пластинчатых
электрофильтров типа Ц-7 и 5-СК производится очистка от пы-
ли воздуха, удаляемого из цементных мельниц, а также газов,
отходящих из сушильных барабанов. Производительность двух-
23 д. и. Боганов
Фиг. 147. Схема ком-
бинированной пылеулови-
кельной установки: группа
циклонов и электро-
фильтр.

польных электрофильтров типа Ц-7 и 5-СК равна 25 тыс. м^час,
а коэффициент полезного действия их, так же как и фильтров
типа ДВП 2X25, при благоприятных условиях работы дости-
гает 99%. Электрофильтрами типа У очищают дымовые газы
угольных сушильных барабанов.

Если температура очищаемых газов не превышает 250°, то
она не оказывает существенного влияния на работу электро-
фильтра. При дальнейшем повышении температуры газа работа
электрофильтра ухудшается, так как сростом температуры газа
чок короны снижается. Высокая температура газов для работы
электрофильтра вредна также потому,
что при сильном разогреве осадительных
электродов и рам коронирующих электро-
дов возможно их коробление. Отрица-
тельное воздействие на работу элекро-
фильтра оказывает и высокая влажность
очищаемого газа.

При установке у вращающихся печей
элекрофильтры работают под разреже-
нием (фиг. 146, о) или под давлением
(фиг. 146, б). Уловленная в электрофиль-
тре пыль; а также пыль, осевшая в газо-
ходах и дымовой камере и стекающая по
течкам, перемещается механическими
транспортерами в сборный бункер, а за-
тем при помощи пневматических тран-
спортирующих устройств подается в бун-
кера, установленные над разгрузочным
1ли загрузочным концом печи для обрат-
ного введения ее в печь [9].

При значительной запыленности газов
и особенно при наличии в них грубой
фракции пыли перед электрофильтрами
часто устанавливают циклоны, объеди-
ненные в батарею, для предварительной
очистки газов, устранения перегрузки
электрофильтра и повышения таким пу-
тем его коэффициента полезного дей-
ствия, Схема такой комбинированной пы-
Леуловительной установки приведена на фиг. 147. Воздух, аспи-
рируемый из цементной мельницы, по трубопроводу 1 поступает
в циклоны 2, составляющие батарею. Из циклонов предваритель-
но очищенный воздух поступает в вертикальный электрофильтр
3 и из него по воздухопроводу 4 удаляется в атмосферу венти-
лятором 5, создающим разрежение в установке. Уловленная
в электрофильтре пыль по труботечке 6 стекает в разгрузочный
патрубок мельницы. Сюда же по труботечке 7 поступает пыль,

осажденная в циклонах.

По сравнению с другими пылеуловителями, электрофильтры
работают с наибольшим коэффициентом полезного действия,
доходящим при их правильной наладке до 98—99%, обладают

большой производительностью и могут использоваться при
сильной запыленности газа и содержании в нем как грубых.

так и тонких фракций пыли. Высо-
кая стоимость электрофильтров, их
большие габаритные размеры и
сложность эксплуатации несколько
снижают отмеченные положитель-
ные качества электрофильтров, яв-
ляющихся по своим производствен-
ным показателям наиболее совер-
шенными из существующих пы-
леулавливающих установок.

6.	ЦЕНТРОБЕЖНЫЕ СКРУББЕРЫ

Осажденная в мокрых пылеуло-
вителях пыль выходит из них в виде
пульпы, содержащей 85—95% воды.
Пульпу не всегда удается применить
в производстве. Использование пуль-
пы связано с предварительным от-
стаиванием, сушкой и другими опе-

Фиг. 148. Схема центробежного
скруббера;

рациями, усложняющими и удорожающими ее применение. Не-
обходимость устанавливать вспомогательные устройства для

удаления или использования пульпы значительно снижает поло-
жительные качества мокрого способа пылеулавливания.

Из мокрых пылеуловителей в производстве цемента приме-
няются лишь центробежные скрубберы, которые устанавлива-
ются у сушильных барабанов для очистки отходящих из Них
газов. Для этой же цели скрубберы могут быть использованы
у вращающихся печей небольшой производительности [10].

Вертикально установленный высокий цилиндрический Корпус.'
скруббера (фиг. 148) изготовляется из стальных листов толщи-
ной 4—8 мм и футеруется внутри керамическими . плитками.
Нижняя часть корпуса имеет форму конуса. Она предназначена
для сбора пульпы и оборудована гидравлическим затвором-
мигалкой для удаления пульпы. В верхней части корпуса, через
которую очищенные газы выходят наружу, установлен шибер
для регулирования скорости газового потока.
Запыленные газы вводятся в скруббер по патрубку 1 прямо-
угольного сечения, расположенному тангенциально к корпусу
скруббера. Вследствие этого газовый поток при входе в скруб-
бер сразу приобретает вращательное движение и одновременно
поднимается вверх к выходному концу установки. Из кольцево-
го коллектора 4 через сопла 3 во внутреннюю полость скруб-
бера поступает вода. Концы сопел направлены по касательным
к внутренней поверхности скруббера. Поэтому струйки воды
образуют на поверхности тонкую водяную пленку. Чтобы умень-
шить вынос частиц воды газовым потоком, над соплами подве-
шено легкое стальное кольцо-козырек 2.

Запыленные газы поступают в скруббер со скоростью
15—25 м/сек. Частицы пыли, содержащиеся в потоке, под дей-
ствием центробежной силы отбрасываются в радиальном на-
правлении к стенке скруббера, достигают водяной пленки, сма-
чиваются ею и смываются в нижнюю часть установки. Отсюда
смесь воды и уловленной пыли через разгрузочное отверстие
и гидравлический затвор удаляется наружу.

Водяная пленка, покрывающая внутреннюю поверхность
пылеуловителя, устраняет возможность отрыва частичек от его
корпуса и выноса их газовым потоком через трубу наружу.
Поэтому коэффициент полезного действия скруббера, как пра-
вило, выше коэффициента полезного действия обычного цикло-
на и при нормальных условиях эксплуатации установки он до-
стигает 85—95%.

Конструктивной характеристикой скруббера является диа-
метр его корпусу, от которого зависят все остальные размеры,
а производственной — производительность и сопротивление
проходу газового потока.

7.	ФИЛЬТРЫ-ИСПАРИТЕЛИ

При производстве цемента роль пылеуловителей играют
также фильтры-испарители, устанавливаемые в загрузочных
концах вращающихся печей. Кроме улавливания пыли, эти уст-
ройства усиливают теплообмен между шламом и отходящими
газами, создают благоприятные условия для испарения из него
воды и, таким образом, способствуют росту производительно-
сти печи.

Взамен ранее устанавливавшихся фильтров-испарителей ре-
шетчатого и карманного типа [4] на печах современных кон-
струкций, в том числе и на печах 4,5X170 м, применяют фильт-
ры-испарители с бесконечными цепными лентами конструкции
завода им. Тельмана (ГДР).
В расширенной части загрузочного конца печи встроен ряд
стальных стержней 3 (фиг. 149), расположенных концентрично
относительно оси печи. Концами, направленными к загрузочной
части печи, стержни введены в отверстия, рассверленные в сталь-
ном кольце 4, и жестко соединены с кольцом при помощи элект-
росварки. Кольцо 4, в свою очередь, также при помощи электро-

Фиг. 149. Схема фильтра-испарителя.

сварки неподвижно связано с расширенной частью корпуса печи.
Вторые концы стержней пропущены в отверстия кольца 6. Внут-
ренняя полость этого кольца закрыта крышкой 8, состоящей из
двух равных частей. Крышка с кольцом соединена при помощи
болтов. К периферической части кольца 6 при помощи болтов
присоединен борт 7, собранный из отдельных звеньев. Ребра
1 и 2 придают всей системе, подвешенной во внутренней поло-
сти испарителя, необходимую жесткость.

Две цепные ленты (условно отмечены штрихами) 5, охваты-
вая с наружной стороны стальные стержни 3, свободно висят на
них и могут сдвигаться по окружности одна относительно дру-
гой, а также относительно стержней. Смещение же их вдоль оси
испарителя невозможно, так как этому препятствуют кольцо 4 и
борт 7.

При перемещении вдоль печи шлам, введенный в ее загрузоч-
ный конец, попадает на звенья цепных лент и, смачивая наруж-
ные поверхности звеньев, вливается во внутреннюю полость
испарителя, заполняя ее нижнюю часть. Затем, перемещаясь
вдоль испарителя, шлам попадает во внутреннюю полость печи.

Горячие газы, двигаясь навстречу шламу и омывая звенья
цепных лент, покрытые шламом, отлагают на звеньях большую
часть содержащейся в них пыли. Одновременно горячие газы
подсушивают шлам. Так как при вращении печи звенья цепных
лент находятся в постоянном перемещении одно относительно
другого, создаются благоприятные условия для работы испари-
теля (без замазывания его шламом).

Фиг. 150. Схема цепной ленты фильтра-испарителя.

Площадь кольцевого прохода для газов, образованная внут-
ренней поверхностью корпуса испарителя и периферической
кромкой борта 7, выбирается равной приблизительно живому
сечению цепных лент, охватывающих стержни испарителя, и жи-
вому сечению корпуса печи перед испарителем, что способствует
равномерному движению газового потока через испаритель
и снижению его сопротивления проходу газов.

В корпусе фильтра-испарителя имеется люк, закрытый крыш
кой (на фиг. 149 не показан), для проникновения во внутрен-
нюю полость фильтра при его ремонте, а также для промывки
фильтра, если по каким-либо причинам она будет необходима.

На фиг. 150 приведена схема цепной ленты фильтра-испари-
теля. Лента состоит из отдельных звеньев, которые ограничены
поперечными стальными стержнями. Стержни препятствуют су-
живанию ленты при работе фильтра, увеличивая одновременно
поверхность ее соприкосновения со шламом.

8.	ВСПОМОГАТЕЛЬНЫЕ УСТРОЙСТВА ПЫЛЕУЛОВИТЕЛЬНЫХ
УСТАНОВОК

К вспомогательным устройствам пылеуловительных устано-
вок относятся газопроводы, запорные и разгрузочные приспо-
собления и вентиляторы.

В зависимости от диаметра газопроводы изготовляются из
стального листа толщиной 3—8 мм. Так как на цементных за-
водах температура газов, проходящих по газопроводам, не пре-
вышает 350—400°, они обычно не футеруются с внутренней сто-
роны; футеровку производят при более высокой температуре га-
зового потока. Распространены газопроводы круглого и прямо-
угольного поперечного сечения, как наиболее простые в изготов-
лении и удобные для очистки от осевшей в них пыли.

Диаметр трубопровода определяют в зависимости от количе-
ства проходимых через него газов и средней скорости их движе-
ния, выбираемой в пределах 10—20 м/сек [6]. Полученную рас-
четную площадь сечения газопровода увеличивают на 15—20%,
имея в виду, что при работе установки часть пыли из движуще-
гося газового потока осядет на стенки газопровода и уменьшит
его живое сечение.

Чтобы устранить большое оседание пыли в газопроводах, их
располагают с наклоном к горизонту. Если газопровод располо-
жен горизонтально, его оборудуют сборными бункерами (см.
фиг. 146), в которых пыль собирается и из которых через затво-
ры выпускается наружу. При конструировании газопроводов
стремятся придать им прямолинейную форму, потому что в из-
гибах газопроводы наиболее быстро изнашиваются и в них про-
исходит наибольшее осаждение пыли.

Если соединение отдельных звеньев газопровода производит-
ся при помощи фланцев, оно осуществляется с введением между
фланцами устойчивой плотной прокладки, изготовляемой обычно
из листового асбеста.

Когда газы, проходящие через газопровод, имеют высокую
температуру (200—400°) и длина газопроводов значительна,
предусматривается установка компенсаторов длины газопро-
вода.

В качестве запорных приспособлений, позволяющих изме-
нять или полностью прекращать поступление газов в отдельные
пылеуловители или их части, применяют дроссельные заслонки,
плоские задвижки и специальные двойные переключатели. Бы-
строта действия и наименьшие пропуски газа являются основ-
ными требованиями, предъявляемыми к запорным приспособ-
лениям.

Дроссельная заслонка, имеющая форму поперечно-
го сечения газопровода, может поворачиваться вручную или
механическим приводом. Заслонка поворачивается на определен-
ный угол вместе со своей осью, перпендикулярной к оси газо-
провода, увеличивая или уменьшая площадь прохода газового
потока. Дроссельная заслонка вполне удовлетворяет первому
требованию, предъявляемому к переключателям, и не полностью
отвечает второму: через зазор между боковой стороной заслон-
ки и внутренней поверхностью газопровода протекает часть газа
из одной полости газопровода в другую.

Плоские задвижки перемещаются поступательно, от-
крывая или закрывая для прохода газов все поперечное сечение
газопровода или только его часть. В противоположность дрос-
сельным заслонкам плоские задвижки плотно закрывают газо-
провод, но для открывания или закрывания их требуется боль-
ше времени, чем для поворота дроссельной заслонки.

Двойные переключатели газового потока применяют-
ся на газопроводах малого диаметра и по принципу действия
подобны обыкновенным плоским задвижкам, отличаясь от них
лишь тем, что при работе они не движутся поступательно, а по-
ворачиваются вокруг оси, расположенной параллельно оси газо-
провода.

Чтобы при разгрузке пыли из пылеуловителей и газопрово-
дов в их внутренние полости не мог засасываться наружный
воздух, пылеуловители и сборные бункеры газопроводов обору-
дуют затворами..Наиболее часто применяются затворы-мигалки,
действующие автоматически (см. стр. 120), и лопастные затво-
ры, приводимые в движение принудительно от электродвигате-
лей. Лопастные затворы более надежны в действии по сравнению
с затворами-мигалками, поэтому предпочитаются последние при
комплектовании оборудования пылеуловительных установок.

Сохранение герметичности газопровода, устройств для регу-
лирования газового потока и приспособлений для разгрузки от
осевшей пыли — одно из важных условий для создания нор-
мальной работы пылеуловительной установки.

Вентиляторы пылеуловительных установок быстро изнаши-
ваются, особенно когда они располагаются перед пылеуловите-
лями. При этом наибольшему износу подвержены лопатки
рабочего колеса. Износ лопаток снижается при изготовлении их
из износоустойчивой стали или при покрытии тонким слоем
твердого сплава. Налипающая на лопатки пыль нарушает балан-
сировку колеса. Для очистки лопаток колеса от пыли целесооб-
разно корпус вентилятора оборудовать одним или двумя удобно
расположенными люками.

Если газы при выходе из рабочей машины имеют высокую
температуру, внутренние части вентилятора, в том числе и его
подшипники, сильно нагреваются, а вал, к тому же, значительно
удлиняется. Чтобы предохранить подшипники от перегрева, их
оборудуют приспособлениями для охлаждения проточной водой.
Для устранения смещения подшипников удлинившимся при
нагреве валом одна из его шеек делается длиннее вкладыша или
один из подшипников устанавливается на фундаментной плите
не жестко, а подвижно.

Вентилятор выбирается по требуемому напору и производи-
тельности. При этом величину общего расчетного напора повы-
шают на 20—40%, а производительность на 40—60%. Запас по
напору и производительности необходим для того, чтобы пыле-
уловительная установка работала нормально и при ее времен-
ных неизбежных в производственных условиях перегрузках.

ЛИТЕРАТУРА

1.	Ф. Г. Банит, Пылеулавливание в цементной промышленности, «Труды
шестого Всесоюзного совещания заводских лабораторий цементной промыш-
ленности», Госстройиздат, 1959.

2.	Н. Н. Ж и н и ш е к, Исследование работы центробежных пылеотделите-
лей ротационного действия, «Информационные сообщения», Промстройиздат,
1957.

3.	В. Ф. Денисов, Барботажное пылеулавливание в цветной металлур-
гии, Научно-техническое общество цветной металлургии, Москва, 1959.

4.	А. И. Боганов, Механическое оборудование цементных заводов, изд.
2-е, Промстройиздат, 1955.

5.	Г. М. Гордой, И. Л. П е й с а х о в, Пылеулавливание и очистка га-
зов, Металлургиздат, 1958.

6.	Н. С. Шеремета, О компоновке батарейных циклонов системы
НИИОГАЗ, «Цемент» № 3, 1958.

7.	South west Portland Filter Hot Kiln Gases in Glass Clotsh Bags, Pit
and Quarry, 51, № 4, 1958, pp. 80—83.

8.	С. П. Жеребовский, Электрофильтры, Госэнергоиздат, 1950.

9.	Б. А. Петров, Н. И. Болдышева, Очистка газов вращающихся
печей при помощи электрофильтров, «Цемент» № 5, 1958.

10.	Ф. Г. Банит, Н. М. Зайцев, Е. С. Песоцкая, Мокрое пыле-
улавливание на цементных заводах, «Информационные сообщения», Пром-
стройиздат, 1952.
ГЛАВА XIII

ОБОРУДОВАНИЕ СКЛАДОВ И СИЛОСОВ

На складах заводов хранятся сырьевые материалы, топливо,
приготовленный для ввода во вращающиеся печи сырьевой
шлам, обожженный в печах клинкер, готовый продукт, оборудо-
вание, запасные части и другие вспомогательные материалы.
Распределение складов по территории завода, их емкость и осо-
бенно степень механизации погрузочно-разгрузочных работ
оказывают большое влияние на работу завода.

1.	ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ

Погрузочно-разгрузочные работы на складах открытого типа,
предназначенных для хранения сырьевых материалов и топли-
ва, осуществляются при помощи передвижных грейферных кра-
нов на железнодорожном или гусеничном ходу, экскаваторов,
фрезерных лопат и тракторопогрузчиков. Склады полуза-
крытого типа, служащие для хранения клинкера, гранулиро-
ванного сухого шлака и других добавок и частично угля, обслу-
живаются мостовыми грейферными кранами.

На равномерность хода производственного процесса большое
влияние оказывают емкость и степень механизации складов для
хранения шлама и цемента. Шлам хранится в железобетон-
ных бассейнах цилиндрической или прямоугольной формы.

Вертикальные цилиндрические шламовые бассейны устанав-
ливаются непосредственно в сырьевых цехах заводов и напол-
няются сырьевым шламом, поступающим из мельниц, и глиня-
ным, получаемым в глиноболтушках. В нижней части бассейны
сужены на конус и оборудованы задвижками, при помощи
которых регулируется выпуск шлама. Внутри каждого бассейна
имеется открытая снизу, не доходящая до выпускного отверстия
на 1—1,5 м стальная труба диаметром 4—6". Центрально распо-
ложенная труба направлена вертикально и жестко связана со
стенками бассейна при помощи растяжек. Трубы отдельных бас-
сейнов соединяются с общей магистралью, присоединенной
к ресиверу компрессора. Сжатым воздухом, подаваемым в бас-
сейны через трубы, производится перемешивание шлама, чтобы
предупредить оседание на дно бассейна частиц известняка
и глины.

Вертикальные шламовые бассейны цилиндрической формы
устанавливаются выше уровня пола и опираются на массивные
колонны.

Подготовленный для подачи в печи шлам хранится обычно
в больших по объему (3000—5000 л?) прямоугольных или ци-
линдрических бассейнах, расположенных ниже уровня пола
цеха. Перемешивание шлама в бассейнах этого типа произво-
дится при помощи специальных пневмомеханических мешалок
мостового или планетарного типа.

Железобетонные силосы для хранения цемента
строятся цилиндрической формы и располагаются в один или
два ряда на небольшом расстоянии от производственных цехов
завода. По обеим сторонам силосов прокладываются железно-
дорожные пути для подачи вагонов под погрузку. Силосы опи-
раются на колонны и имеют плоские днища. Свободное про-
странство, образованное под днищами силосов, используется
для установки разгрузочных устройств и транспортеров. Сверху
силосы закрываются плоскими железобетонными перекрытиями
с отверстиями для труб, по которым в силос вводится цемент,
и люками для осмотра и ремонта.

2.	ОБОРУДОВАНИЕ ШЛАМОВЫХ БАССЕЙНОВ

Шламовые бассейны оборудуются магистралями для транс-
портирования шлама, а также пневматическими и механически-
ми приспособлениями для его перемешивания.

По шламовым магистралям центробежными насосами пода-
ют шлам в любой из установленных бассейнов, перемещают
шлам из одного бассейна в другой при его корректировании
и транспортируют шлам в питатели вращающихся печей.

На фиг. 151 приведена схема расположения шламопроводов
и насосов цементного завода с вращающимися печами
3,6/3,3/3,6X150 м. Кроме шести вертикальных цилиндрических
бассейнов, здесь имеется прямоугольный горизонтально распо-
ложенный бассейн 24. На площадке около бассейнов 4—9 преду-
смотрены также приямок 14 для слива в него шлама из верти-
кальных бассейнов и приямок 15 для приема глиняного шлама
из глиноболтушек.

Бассейны 8 и 9 предназначены для глиняного шлама, а ос-
тальные — для сырьевого. Шламовые насосы 16 и 17 служат для
транспортирования глиняного шлама, насосами 18—21 перека*
/
/

Из мельниц

Фиг. 151. Схема шламопроводов цементного завода.
чивается сырьевой шлам, а насосами 22 и 23 он перемещается
из одного бассейна в другой при корректировании.

Насосы расположены ниже распределительного шламового
коллектора 1, что обеспечивает принудительное заполнение на-
сосов шламом и, следовательно, их надежную работу. Нагнета-
тельные патрубки насосов связаны с нагнетательным распреде-
лительным коллектором II. Наличие в шламовой магистрали
всасывающего и нагнетательного коллектора и вентилей дает
возможность выключать любой из работающих насосов и заме-
нять его другим насосом. Сырьевой шлам поступает из мельниц
в вертикальные бассейны 4—7 по шламопроводам 1 и 2, а напол-
нение бассейнов 8 и 9 глиняным шламом происходит по трубо-
проводу 10. Шламопровод 11 служит для подачи в бассейны
шлама, подлежащего корректированию.

Бассейны для шлама оборудованы кольцевой разгрузочной
магистралью. Через эту магистраль по трубопроводам 3 и 26
шлам из любого шламового бассейна можно выпустить в гори-
зонтально расположенный расходный бассейн и по трубопрово-
ду 25 направить во всасывающий коллектор насосов. По шламо-
проводам 12 и 13 шлам спускается в приямок насосов 14, а по
шламопроводу 27 нагнетается в питатели вращающихся печей.
Излишек шлама из питателей по трубопроводу 28 возвращается
в горизонтальный бассейн или в приямок насосов.

На некоторых заводах с печами длиной 150 м при их расши-
рении, кроме горизонтально расположенных прямоугольных
расходных бассейнов, дополнительно установлены расходные
бассейны цилиндрической формы. Вследствие этого питание пе-
чей шламом на таких заводах можно осуществлять по двум па-
раллельно расположенным магистралям. Кроме непрерывности
поступления шлама в печи, дополнительный расходный бассейн
увеличивает общую емкость шламовых бассейнов завода, созда-
вая таким путем благоприятные условия для его работы.

Чтобы не происходило оседания тяжелых фракций шлама,
он, как уже отмечалось, перемешивается сжатым воздухом. Нет
необходимости подавать сжатый воздух одновременно и непре-
рывно во все бассейны, так как однородность шлама в отноше-
нии распределения в нем взвешенных частиц известняка и гли-
ны в первые 15—40 мин. состояния покоя в зависимости от
свойств шлама нарушается очень медленно и при последующей
продувке воздухом быстро восстанавливается. Поэтому переме-
шивание шлама в бассейнах производится периодически, что
сокращает расход сжатого воздуха.

На большинстве старых заводов поочередная подача сжа;
того воздуха в бассейны регулируется вручную, а на большей
части современных заводов осуществляется специальными авто-
матически действующими воздухораспределительными приспо-
соблениями.	•	/ '

Перемешивание шлама в расходных шламовых бассейнах
прямоугольной формы производится пневмомеханическими ме-
шалками кранового типа, а в бассейнах цилиндрической фор-
мы — мешалками планетарного типа.

з.	пневмомеханическая мешалка кранового типа

Основой мешалки является жесткий, сваренный из отдель-
ных профильных балок мост 2 (фиг. 152), который двумя па-
рами скатов опирается на рельсовые пути. Рельсовые пути уло-
жены, на верхние торцовые поверхности продольно направлен-
ных стенок бассейна.

Короткие валики одной пары скатов расположены в подвес-
ных подшипниках 6, жестко прикрепленных к мосту мешалки.
Вторая пара скатов посажена на длинный вал, пересекающий
бассейн поперек и уложенный также в подвесные подшипники.
Этот вал является ведущим валом моста. Он получает движение
от электродвигателя 1 через редуктор и промежуточный вал.
Редуктор и промежуточный вал связаны между собой цепной
передачей, а промежуточный вал и ведущий — при помощи
пары зубчатых цилиндрических колес (приводной механизм
моста на фигуре не показан). Мост мешалки совершает возврат-
но-поступательное движение вдоль бассейна. Переключение фаз
электродвигателя и реверсирование хода моста производится
автоматически при помощи концевых выключателей.

К мосту подвешено три вертикальных вала 7, на верхних
концах которых посажены большие конические шестерни. При
помощи горизонтально расположенного приводного вала 3 с на-
саженными на него малыми коническими шестернями верти-
кальные валы через редуктор приводятся во вращательное
движение от электродвигателя 4. Ведущие конические шестерни
на приводном валу расположены так, что крайние вертикальные
валы вращаются в одном направлении, а средний вал в противо-
положном. К вертикальным валам прикреплены лопасти 9, изго-
товленные из уголков и расположенные горизонтально. Лопасти
среднего вала повернуты на 90° относительно лопастей крайних
валов. При таком расположении лопастей и направлении вра-
щения валов устраняется возможность столкновения лопастей.
Лопасти нижнего ряда, несущие наибольшую нагрузку при вра-
щенйи, имеют более жесткую конструкцию, чем остальные.

Все три мешалки заключены в легкую решетчатой формы
стальную конструкцию, которая подвешена к мосту. Между
нижними растяжками, связывающими элементы стальной кон-
Фиг. 152. Схема пневмомеханической мешалки кранового типа.
струкции, закреплены подшипники для нижних концов вращаю-
щихся вертикальных валов. Таким путем достигается необходи-
мая жесткость всей системы, подвешенной к мосту,
перемещающейся вместе с ним и перемешивающей шлам7 вра-
щающимися лопастями.	/

Фиг. 153. Схема вертикального вала пневмомеханической мешалки.

Для перемешивания шлама сжатым воздухом мост обору-
дован воздушной магистралью, состоящей из вертикальных
трубок 8 диаметром 1 ’/г". Вверху трубки соединены между собой
общим воздухопроводом, к короткому звену которого через про-
резиненные шланги подводится сжатый воздух. Шланги при
движении моста наматываются на барабан 5. Чтобы при про-
хождении сжатого воздуха трубки не вибрировали, они при-
креплены при помощи скоб к металлической конструкции. Часть
вертикально направленных трубок расположена около валов
мешалок. Сжатый воздух вводится в эти трубки через отвер-
стия в верхних концах валов, а выходит через отверстия в их
нижних концах. Воздухопроводные трубки снабжены вентиля-
ми, чтобы их можно было при необходимости отключать от об-
щей воздушной магистрали.

Вертикальные валы мешалок нагружены большим собствен-
ным весом и весом прикрепленных к ним лопастей. Поэтому
опорные устройства, воспринимающие эти вертикально направ-
ленные усилия, должны иметь прочную конструкцию.

На фиг. 153 приведена схема вертикального вала и его верх-
него опорного узла. Вал состоит из отдельных частей, соединен-
ных между собой свертными муфтами. Чугунный корпус шари-
кового подшипника 1 опирается на балки моста 2 и жестко свя-
зан с ними при помощи болтов 7. Радиально направленные уси-
лия, действующие на вал, воспринимаются втулкой 8, отлитой
из антифрикционного чугуна (вал вращается со скоростью
4,2 об/мин.). Вверху, между крышкой подшипника и вращаю-
щимся валом, установлено фетровое уплотнение для устране-
ния попадания влаги и шлама в подшипник.

Верхний конец вала, через который подается сжатый воздух
в вертикальную трубку, снабжен сальниковым уплотнением.
Сальниковое уплотнение не допускает утечки воздуха в месте
соединения деталей. Корпус сальника 6 жестко соединен с уста-
новочным кольцом вала. Следовательно, при вращении вала
вместе с ним вращается корпус сальника, нажимная втулка 4
и сальниковая набивка 5, а промежуточная трубка 3 и маги-
стральный воздухопровод при работе мешалки неподвижны.

Чтобы сохранить постоянство поступления воздуха в воз-
душную магистраль моста, который имеет возвратно-поступа-
тельное движение, применена следующая схема подвода возду-
ха из компрессора к магистрали.

К обоим концам бассейна подведены воздухопроводы от
ресивера компрессора, и к ним присоединены концы двух шлан-
гов. Второй конец одного из шлангов намотан на барабан 1
(фиг. 154), пропущен через его стенку и соединен с тройником
барабана при помощи хомута 3. При этом предполагается, что
барабан вместе с мостом находится в конце бассейна, у одной
из его торцовых стенок. Второй шланг присоединен к воздухопро-
воду ресивера у противоположного конца бассейна, и конец
шланга, также пропущенный через стенку барабана, присоеди-
нен к тройнику при помощи хомута 2. Тройник барабана при
помощи промежуточной трубки 4 связан с внутренней полостью
вала барабана 5. Внутренняя полость, в свою очередь, ч^рез
сальниковое уплотнение 6, конструкция которого подобна кон-
струкции уплотнения, представленного на фиг. 153, соединена
с неподвижной воздушной магистралью моста 7.

При обратном движении моста навитый на барабан Шланг
свивается, а на освобожденное на барабане место на1»ивается

Фиг. 154. Схема барабана пневмомеханической мешалки.

второй шланг, уложенный вдоль бассейна. Таким путем в воз-
душную магистраль моста непрерывно поступает сжатый воздух

Чугунный барабан моста для облегчения отливки запроек-
тирован из двух половин, соединенных между собой болтами
Барабан опирается на подшипники скольжения, которые подве-
шены к мосту.

На вращение одной двухконцевой симметричной по форме
лопасти требуется мощность

<122>

Q=2,954- 10-2(/?е)°-86.	(123)

На вращение всех лопастей мешалки, одинаковых по форме
и размерам и расположенных одна над другой по высоте вала,
необходима мощность

NR=0,7kN л. с.,	(124)

где S = pn2ds — коэффициент мощности в кгм]сек;

Q — безразмерная величина;

к — число лопастей мешалки, одинаковых по форме
и величине;
Re = —-— число Рейнольдса (безразмерная величина);

г

п — число оборотов вала в секунду;

D — внутренний диаметр бассейна в м;

Н — высота слоя шлама в бассейне в м;

d— длина лопасти (диаметр мешалки) вм;

h — высота лопасти в л;

— вязкость перемешиваемой среды в кгсек]м2;

7 — удельный вес перемешиваемой среды в кг]мА';
р — плотность перемешиваемой среды в кгсек?/м*.

Определим мощность, необходимую для вращения лопасти
мешалки, схема которой приведена на фиг. 152, если в бассёйне
при его максимально возможном наполнении //=5,0 м;
d = 4,5 л; h = 90 мм; п = 4,2 об/мин. = 0,07 об/сек., влажность
шлама 40%; 7 = 1600 кг/м^ и k = 4. Ширину бассейна, равную
10,5 м, принимаем за диаметр.

Шлам является суспензией, жидкой фазой которой служит
вода. Вязкость суспензии можно определить по формуле Бачин-
ского

^=М1+2,5т),	(125)

где — вязкость суспензии;

—	вязкость жидкости;

—	объемная концентрация твердой фазы в жидкой фазе.

Абсолютная вязкость воды в сантипаузах при температуре
10° равна 1,31, при температуре 20° составляет 1,0, а при тем-
пературе 30; 40 и 50° соответственно 0,80; 0,65 и 0,55.

При среднем объемном весе известняка и глины, входящих
в состав шлама, равном 2000 кг/м?, и влажности шлама 40%
объемная концентрация твердой фазы в жидкой фазе составляет

Абсолютная вязкость шлама по уравнению (125)
|i= 1(1-|-2,5  0,43)=2,07 сантипауз=207 • 10—6 кгсек/м2.

Плотность шлама

1600 .ск 2. .

р=----—165 кгсект м*.

9,8	'

Коэффициент мощности

S = n2dV=0,072 • 4,53 • 207 • 10~в^93 • 10-«.

Число Рейнольдса

207 • 10—6
Безразмерная величина Q по уравнению (123)

Q=2,954 • 10-2(1,13- 10е)0-86 ^4700.

Расход мощности на вращение одной лопасти

7V=93 • 10—в • 4700(^У’1/^0'3(— Г'6~0,37 л. с.
\4,5/	\4,5/	\4,5/

Так как мешалка имеет четыре лопасти, то из уравнения
(124)

^=0,7-4 • 0,37=1,05 л. с.

При передаче мощности от двигателя к валу мешалки преодо-
левается трение в двух открытых зубчатых передачах, подшип-
никах скольжения ведущего и ведомого горизонтальных валов,
в подшипниках вертикального вала и подшипниках редуктора,
снижающего число оборотов детали. Коэффициент полезного
действия передачи при таком большом числе узлов трения при-
нимаем равным т) =0,5.

Следовательно, потребная мощность двигателя для вращения
трех мешалок

3-1,05 с ,
N =-----— ^6,1 л. с.

п 0,5

Небольшой расход мощности на приведение в движение ме-
шалок объясняется тем, что они вращаются с весьма малой
скоростью.

Мощность установленного на мосту мешалки электродвига-
теля равна 14 кет. Большой запас мощности предусмотрен по-
тому, что для пуска мешалки после даже самых незначитель-
ных по длительности простоев необходима мощность в 2—3 ра-
за больше нормальной. Это подтверждается опытом эксплуа-
тации мешалок.

Если рабочая поверхность вращающейся двухконцевой сим-
метричной по форме лопасти расположена в вертикальной плос-
кости, равнодействующая сил, приложенных к лопасти [1],

точка приложения равнодействующей расположена от оси вер-
тикального вала на расстоянии х0, равном

3 г>

4

где N — мощность, необходимая для вращения лопасти (опреде-
ляется по уравнению 122);

<м— скорость вращения вала в рад/сек.;
d— длина лопасти или диаметр мешалки в л»;

R— расстояние от центра вала до конца лопасти в м.

Учитывая, что в момент пуска мешалки лопасть сильно пе-
регружается, в качестве расчетной величины следует принимать
Ро=4Р. Лопасть изгибается под действием силы Ро. Изги-
бающий момент равен

M^P.R.	(127)

4

Окружное усилие, приложенное к валу и срезающее детали
соединения лопасти с валом, определяется в зависимости от
Ро. При определении окружного усилия, приложенного к зубу
конической ведомой шестерни, в расчетное уравнение необхо-
димо вводить полную установочную мощность приводного
электродвигателя, разделенную на число вертикальных валов.

Вертикальный вал подвержен кручению и изгибу. При опре^
делении крутящего момента в расчетное уравнение вводится
горизонтальная составляющая окружного усилия, приложенно-
го к зубу ведомой конической шестерни. По вертикальной со-
ставляющей окружного усилия вместе с весом вала и лопастей
находится давление на упорный подшипник вала.

Рельсовые пути бассейна расположены горизонтально, по-
этому при перемещении моста мощность его приводного электро-
двигателя расходуется только на преодоление сопротивления
трения в подшипниках ведомых и ведущих скатов, трения ска-
тов о рельсы, трения в самом приводном механизме, которое
из-за наличия многих передач значительно по величине, и со-
противления шлама перемещающимся деталям.

Приводной электродвигатель моста мешалки работает
с большими временными перегрузками во время изменения на-
правления движения моста и при пуске после простоев, хотя бы
самых незначительных по времени, но сопровождающихся за-
густеванием шлама. Ввиду этого мощность устанавливаемого
электродвигателя для движения моста должна в два-три раза
превышать его среднюю рабочую мощность. Кроме того, на вы-
бор приводных электродвигателей с большим запасом мощности
и на расчет рабочих деталей мешалок с большим запасом по
прочности влияет то, что в случае длительного простоя моста
и бездействия подвешенных к нему вертикальных валов с пере-
мешивающими лопастями (например, при ремонтах) неизбежно
осаждение твердой фазы шлама на дно бассейна и его прихо-
дится выключать для очистки. Так как объем бассейнов, об-
служиваемых пневмомеханическими мешалками, велик, их выход
из действия сопровождается обычно остановкой части вращаю-
щихся печей или работой их не на полную мощность из-за не-
достатка шлама.

Из-за многих и разных по виду сопротивлений, которые
преодолевает мост при своем движении, мощность его привод-
ного электродвигателя определяют обычно по опытным данным.
Так как мост движется очень медленно, его приводной электро-
двигатель имеет небольшую мощность. Например, у пневмоме-
ханической мешалки, схема которой приведена на фиг. 152, она
равна лишь 7 квт.

Пневмомеханические мешалки с возвратно-поступательным
движением моста вдоль бассейна хорошо перемешивают шлам,
но конструкция их имеет недостатки: а) обладая большими га-
баритными размерами и весом, подвешенная и погруженная
в шлам система вертикальных валов, воздухопроводов и рамы
не имеет требуемой жесткости, что отрицательно отражается
на работе приводных устройств мешалки; б) при большой шири-
не бассейна даже незначительная разница в диаметрах колес,
возникающая из-за их неравномерного износа, сопровождается
перекосами моста на рельсах во время движения, перегрузкой
приводного механизма и вибрации моста; в) приводное устрой-
ство подвешенных к мосту мешалок, состоящее из длинного
вала и системы открытых зубчатых колес, занимает много ме-
ста и быстро изнашивается; г) длинный прорезиненный шланг
для сжатого воздуха и троллеи для подводки к двигателю элек-
трического тока создают неудобства для обслуживания мешалки
и небезопасны для обслуживающего персонала. Большая часть
этих недостатков устранена при создании более совершенных
по конструкции пневмомеханических мешалок планетарного
типа, которыми оборудуются цилиндрические шламовые бас-
сейны большого объема.

4.	ПНЕВМОМЕХАНИЧЕСКАЯ МЕШАЛКА ПЛАНЕТАРНОГО ТИПА

Основой мешалки является ее длинный, вращающийся в го-
ризонтальной плоскости мост 4 (фиг. 155), расположенный вдоль
радиуса от центральной опоры бассейна к его боковой стенке.
Двумя наружными скатами 2 мост опирается на однорельсовый
путь 1, расположенный на торцовой стороне бассейна. Через
редуктор один из скатов связан с приводным электродвигате-
лем 3, при работе которого происходит вращение моста вокруг
центральной оси О—О.

К мосту подвешено четыре вертикальных вала, а к ним при-
креплены лопастные мешалки 6, изготовленные из уголков
и швеллера. Мешалки расположены под углом 90° одна относи-
тельно другой. Во вращательное движение мешалки приводятся
Фиг. 155. Схема пневмомеханической мешалки планетарного типа.
от индивидуальных электродвигателей 5 через редукторы и ко-
нические зубчатые колеса.

Над бассейном установлен легкий стальной мост 7, служа;
щий опорой для трубопровода, по которому из ресивера ком-
прессора к мешалкам подводится сжатый воздух (на фиг. 155
воздухопровод условно показан штрихами). Сжатый воздух,
пройдя по центральному воздухопроводу 9, направляется затем
во внутренние полости вертикальных валов и трубопроводы,

расположенные - около
кронштейнов моста 8.
Медленно вращающийся
вместе с мостом централь-
ный воздухопровод 9
вверху и внизу оборудо-
ван сальниковыми уплот-
нениями для предотвра-
щения утечки воздуха
из воздушной магистрали.

Верхняя часть моста
представляет собой ко-
робку прямоугольного
сечения, изготовленную из
тонкого стального листа,
а нижняя состоит из ме-
таллической решетки 11

и пяти кронштейнов. К

Фиг. 156. Схема опоры моста на колонну нижней части вертикаль-
бассейна.	ной решетки прикреплены

грабли, состоящие из
стальных пластин 10. Пластины расположены в вертикальной

плоскости и направлены под небольшим углом к радиусам, со-
единяющим пластины с центром бассейна. Движущиеся вместе
с вращающимся мостом стальные пластины грабель интенсивно
перемешивают нижний слой шлама. Механическое перемешива-
ние шлама, осуществляемое главным образом вращающимися
мешалками и частично движущейся решеткой моста вместе с
граблями, сопровождается непрерывным воздушным перемеши-

ванием.

Конец моста, опирающийся на центральную бетонную колон-
ну бассейна, имеет втулку 2 (фиг. 156), которой он надет на
неподвижную, жестко связанную с колонной при помощи фунда-
ментных болтов ось 5. Опорой для этого конца моста служат
обработанные на конус два ската 3, расположенные на сталь-
ной круговой опоре 1. Скаты свободно сидят на своих осях, ко-
торые опираются на пластинчатые стойки 6, жестко соединен-
Фиг. 157. Схема вертикального вала пневмомеханической мешалки
Планетарного типа.

ооы
ные с нижней стенкой коробчатой части моста. Неподвижные
при работе оси скатов можно при помощи рычагов 4 поворачи-
вать и закреплять в новом положении. Так регулируют равно-
мерность износа осей и их опор, которые работают при
односторонней внен1ней нагрузке.

На фиг. 157 приведена схема вертикального вала с мешалкой.
Вал проходит через втулки 4 и 7, жестко скрепленные первая
с верхней и вторая с нижней частью моста. Втулки 4 и 7 воспри-
нимают внешние усилия, действующие на вал, и предотвращают
смещение вала в радиальном направлении. На верхний конец
вала посажена большая коническая шестерня 2, а к его нижнему
концу подвешена мешалка 8. Вес вала, шестерни и мешалки пе-
редается на упорный шарикоподшипник 3. Вал приводится
в движение от малой конической шестерни, жестко сидящей на
приводном, горизонтально расположенном валу 1.

Мешалка имеет решетчатую форму и соединена с валом при
помощи кольца 9 и втулки 10. Кожух 6 предохраняет нижнюю
опору вала от загрязнения шламом. Во внутреннюю полость
вала вставлен воздухопровод 5, раздваивающийся внизу на пра-
вую и левую ветви. Подача сжатого воздуха во внутреннюю по-
лость вала производится из воздушной магистрали 11. Узел
сопряжения магистрали с валом имеет сальниковое уплотне-
ние.

Мощность, необходимую для вращения моста и мешалок
планетарного типа, рекомендуется определять по опытным дан-
ным. Теоретический подсчет необходимой мощности приводных
электродвигателей затруднен из-за сложных вихревых движений
шлама, образующихся при вращении трех (у бассейнов диа-
метром 25 м) или четырех параллельно расположенных ме-
шалок.

Мост мешалки, представленной на фиг. 155, делает
0,25 об/мин., а ее вертикальные валы вращаются со скоростью
4,8 об/мин. Мощность приводного электродвигателя моста со-
ставляет 15 квт, а приводные электродвигатели вертикальных
валов имеют мощность 5,6 квт каждый.

Пневматическими мешалками планетарного типа оборудуют-
ся цилиндрические шламовые бассейны диаметром 25 и 35 м.
По сравнению с мешалками мостового типа планетарные мешал-
ки проще по конструкции и из-за отсутствия гибких воздушных
шлангов удобнее в эксплуатации. Большим преимуществом пла-
нетарных мешалок по сравнению с мостовыми является также
неизменяющееся направление вращения моста, устраняющее
перегрузку приводного электродвигателя, что наблюдается
у мостовых мешалок» в момент переключения двигателя на об-
ратный ход. Мешалки планетарного типа имеют простую кон-
струкцию и обеспечивают хорошее перемешивание шлама.
Этому способствует форма бассейнов, обслуживаемых мешал-
ками данного типа, при которой исключена возможность засто-
ев шлама, что наблюдается в бассейнах прямоугольной формы.

5.	ОБОРУДОВАНИЕ СИЛОСОВ

Силосы применяются для хранения готового цемента перед
его отгрузкой потребителю. Силосы оборудуются загрузочными
цементопроводами с переключателями движения цемента, при-
способлениями для аэрирования (перемешивания с воздухом)
его нижних слоев, разгрузителями, регулирующими выпуск це-
мента из силосов, и машинами для упаковки цемента, если он
отправляется в тарированном виде.

Цементопроводы собираются из стальных труб и располага-
ются над силосами в горизонтальной плоскости. Так как на-
ибольшему износу при движении цемента подвержены колена
цементопроводов, последние проектируются с наименьшим
количеством колен при наибольшем радиусе закругления.

Ответвления цементопровода, направленные в отдельные си-
лосы, присоединяются к нему при помощи двухходовых пере-
ключателей, конструкция которых подобна конструкции пере-
ключателей камерных питателей (см. фиг. 140).

Чтобы снизить износ колен цементопроводов, рекомендуется
собирать их из отдельных элементов и перед сборкой внутрен-
нюю поверхность футеровать фарфором или другими износо-
устойчивыми материалами. Как показывают исследования [2],
износ цементопроводов значительно возрастает с усилением
турбулентности движения цемента, причиной чему служат вы-
ступы и неровности, имеющиеся на их стенках.

На старых заводах разгрузка цемента из силосов и его по-
дача в вагоны производится по способу, предложенному слеса-
рем т. Проха, а на новых заводах — при помощи насыщения
нижнего- слоя цемента в силосе воздухом, в результате чего он
приобретает свойство текучести.

При первом способе разгрузки цемент из силоса в вагон по-
ступает по цементопроводу диаметром 6—8", один конец кото-
рого введен через стенку силоса в его нижнюю часть, а на вто-
рой конец надет гибкий прорезиненный шланг, вставляемый при
работе установки в окно вагона. Цементопровод расположен
с небольшим наклоном к горизонтальной плоскости. Во внут-
реннюю полость конца цементопровода, находящегося в силосе,
по воздухопроводу диаметром 1—1,5" подается воздух под
давлением 3—4 атм. Устремляясь вдоль цементопровода,
сжатый воздух создает разрежение вокруг развальцованного
конца и увлекает за собой цемент. Смесь воздуха с цементом
выносится, таким образом, в вагон. Для разрыхления цемента
около разгрузочного отверстия, когда цемент здесь уплотняется,
в силос вводится дополнительно один или два воздухопровода
диаметром 0,5—1". На разгрузку одной тонны цемента расхо-
дуется 2—4 jw3 воздуха. Загрузка вагона производится за 10—

Фиг. 158. Схема распределения коробок для сжатого
воздуха по днищу силоса:
а — общий вид; б — коробка.

15 мин. Приспособление для разгрузки силосов конструкции
т. Прохи, простое в изготовлении и обслуживании, неэкономично
из-за большого расхода воздуха и распыла цемента. Цемент
при погрузке в вагон выдувается в окно и через щели, поскольку
он вводится в вагон вместе с воздухом, причем с большой ско-
ростью и при избыточном давлении. Недостатком этого способа
разгрузки силосов является также возможность выдувания из
них цемента, если они заполнены цементом на небольшую вы-
соту.

Разгрузка силосов упрощается, если нижние слои цемента
насыщаются воздухом (второй способ разгрузки). Чтобы осу-
ществить это, на плоское днище силоса устанавливают вспомо-
гательные наклонные стенки, а на них укладывают на бетонном
растворе плоские прямоугольной формы коробки (фиг. 158, б),
отлитые из чугуна. Крышкой каждой коробки служит пори-
стая силикатная плитка /.’Плитка укладывается в паз короб-
ки плотно на специальной замазке. В боковые стенки коробок
вставлены трубки диаметром '/г" для ввода воздуха в короб-
ки под давлением 2—3 ати. По площади днища силоса коробки
распределяются так, как показано на фиг. 158, а, и занимают
около 25% всей его площади. Сжатый воздух проходит через
поры плиток и насыщает (аэрирует) цемент, который в таком
состоянии течет к разгрузочным отверстиям 2 и 3 в днище сило-
са и его стенке.
Подаваемый в коробки для аэрации цемента воздух должен
быть сухим и очищенным от масла. Частицы воды и масла, со-
держащиеся в неочищенном воздухе, быстро забивают поры
плиток. Аэрация цемента в таких случаях резко снижается, и
разгрузка цемента из силоса ухудшается. Для очистки воздуха
на заводах применяют вертикальные цилиндрические фильтры,
внутренняя полость которых заполнена сухим зернистым тор-
фом. Торф распределен на горизонтально расположенных ре-
шетчатых полках фильтра. Капельки воды и масла, содержа-
щиеся в воздухе, при прохождении его через слои торфа улав-
ливаются.

На некоторых цементных заводах аэрация цемента произво-
дится подачей сжатого воздуха не через пористые плитки, а че-
рез мелкие отверстия диаметром 4 мм, рассверленные в трубах,
которые укладываются на днище силоса. В каждой трубке рас-
сверливается три ряда отверстий, расположенных под углом 45°
один относительно другого. После рассверловки отверстий тру-
бы обертываются мешковиной и обвязываются крестообразно
мягкой проволокой. Подготовленные таким образом трубы ук-
ладываются на днище силоса отверстиями вверх и присоединя-
ются к источнику сжатого воздуха. Трубы выбираются диаметром
1,5". Приспособления такой конструкции для аэрации цемента
устойчивы в работе и позволяют загружать шестидесятитонный
вагон цементом в течение 10—12 мин. [3]. Воздух подается
в трубы под давлением 2,5 ати. При этом мертвых остатков це-
мента в силосах не получается.

Для регулирования мощности потока цемента, выходящего
из силоса, служат разгружатели бокового и донного типа.

Часть цемента направляют в места потребления ,в мешках,
вмещающих по 50 кг цемента. Мешки изготовляются из несколь-
ких слоев битумизированной бумаги, поэтому они обладают вы-
сокой прочностью и влагоустойчивостью. Для засыпки цемента
в мешок в одном из его углов имеется отверстие с клапаном.
Когда мешок заполнен, клапан автоматически закрывается.
Цемент насыпают в мешки специальными упаковочными маши-
нами.

ЛИТЕРАТУРА

1.	3. Б. Канторович, Машины химической промышленности, т. 1, Маш-
гиз, 1957.

2.	Ю. Н. Микольский, Исследование процесса изнашивания трубо-
проводов при пневматическом транспортировании цемента, «Цемент» № 3,1959.

3.	И. К. Б у д и н, Новая система разгрузки цемента из силосов, «Цемент»
№ 6. 1957.

4.	Е. Н. Ходоров, Современная технология производства цементного
клинкера, Госстройиздат, 1960.
ОГЛАВЛЕНИЕ

Предисловие...................................... . ...............  3

Введение...............................-......................... . . 5

Глава I. Оборудование для добычи сырьи .............	9

1.	Пневматические перфораторы................................ 9

2.	Станки ударно-канатного бурения...........................10

3.	Экскаваторы.............................................  14

4.	Производительность одноковшового экскаватора .............21

5.	Гидромеханическая разработка карьероз...................  22

6.	Канатные скреперы.........................................24

Литература.......................................... . .............26

Глава II- Машины дли дробления материалов.......................... 28

1.	Общие данные......................-.......................28

2.	Щековые дробнлки .......................................  33

3.	Угол захвата щековой дробилки ..........................  39

4.	Число оборотов дробилки ......	...........41

5.	Производительность щековой дробилки.......... • ... 43

6.	Усилие дробления и потребляемая мощность..................44

7.	Валковые дробилки.........................................47

8.	Молотковые дробилки...............•.......................52

9.	Дробилки ударно-отражательного действия...................58

10.	Рабочие детали молотковых дробилок.....................  62

11.	Производительность молотковой дробилки .....	.	.64

12.	Конусные дробилки........................................66

13.	Усилия, действующие на детали дробилок.................. 73

Литература.............................................'............78

Глава III. Шаровые и трубные мельницы . .	........................ -79

1.	Общие сведения.......................................    79

2.	Схема работы шаровых мельниц ........................... 81

3.	Критическое число оборотов шаровой мельницы .	... 87

4.	Теоретически наивыгоднейшнн угол отрыва шара.............89

5.	Теоретически наивыгоднейшее число оборотов мельницы......91

6.	Рабочее число оборотов мельницы......................... 92

7.	Сила ударов падающих шаров .................•. ". . . . '94

8.	Распределение мелющих тел по сечению мельницы............95

9.	Мощность, необходимая для вращения шаровой мельницы .... 97

10.	Классификация шаровых мельниц.............................99

11.	Трубные мельницы, работающие по	открытому способу.......101

12.	Мельницы 2,2 х 13 м с центральным приводным устройством и цент-
ральной разгрузкой..........................................103

13.	Мельница 2,2х13л< с периферическим приводным устройством
и центральной разгрузкой...................................105
14.	Мельницы 2,55 х 13 м с периферической разгрузкой и центральным
прне.одным устройством ...	.......................... 107

15.	Мельницы 3,2х 15 м . . ..................................ПО

16.	Мельницы 2,4х 10,6 м ..................... 111

17.	Мельницы 2,18x4,37 м................. .	.	..........115

18.	Производительность шаровых н трубных мельниц............117

Литература................... • ..................................125

Глава IV. Детали трубных мельниц и основы их расчета	 127

1.	Корпус мельницы и его днища . .	.	.	............127

2.	Цапфовые подшипники.....................................128

3.	Броневые плиты и междукамерные перегородки..............134

4.	Приводной механизм....................................  142

5.	Основы расчета деталей мельниц на прочность ...	. .	145

Литература......................................................  160

Г лава V. Среднеходовые, вибрационные и другие мельницы...........161

Литература....................................................... 164

Глава VI. Вспомогательные устройства дробильно-размольных установок . . 165

1. Грохоты...............................................  165

'2. Гидроциклоны и центриклоны.............................169

3.	Воздушные сепараторы....................................170

4.	Сушильные барабаны......................................178

5.	Производительность сушильного барабана .................183

6.	Сушилки вихревого типа	у t. ...... . 186

Литература..........,....'...............'........................187

Глава VII. Глиноболтушки для отмучивания глины....................188

Литература.....................................................   197

Глава VIII. Вращающиеся	печи...............................  198

1.	Общие сведения........................................  198

2.	Длинные вращающиеся печи с теплообменниками во внутренней по-
лости .....................................................201

3.	Печи с конвейерными	кальцинаторами Леполя...............207

4.	Печи с циклонными теплообменниками......................213

5.	Печи с концентраторами шлама ....	. ............218

6.	Производительность вращающейся печи.................... 223

7.	Коэффициент использования по времени вращающихся печей . . . 226

8.	Мощность, необходимая для вращения печи ................228

9.	Холодильники вращающихся печей . .......................232

10.	Питательные устройства печей............... .	.	.	246

Литература........................................................253

Глава IX. Детали вращающихся печей .............................  251

1.	Корпус печи............................................ 254

2.	Тепловые деформации корпуса печи ......................256

3.	Опорные изгибающие моменты корпуса.................... 259

4.	Реакции опор и	межопорные	изгибающие моменты...........263

5.	Зависимость реакций опор и изгибающих моментов от положения
опорных роликов............................................265

6.	Бандажи...............•.................................268

7.	Опорные ролики и их подшипники..........................273

8.	Контрольные ролики и упорные предохранительные устройства . 280

9.	Продольное смещение корпуса печи по опорным роликам.....284

10.	Расположение опорных роликов относительно оси печи.....288
11.	Устройства для питания печи топливо-воздушной смесью.......291

12.	Конструкции уплотнительных	устройств......................296

13.	Приводной механизм печн....................................303

14.	Напряжения в сечениях корпуса печи и его деформации.......311

Литература...........................................................313

Глава X. Шахтные печи................................................315

Литература...........................................................318

Глава XI. Оборудование дли транспортировании материалов..............319

1.	Установка для пневматического транспортирования материалов . . 319

2.	Винтовой питатель пневматической транспортирующей установки . 321

3.	Питатели камерного типа...................................328

4.	Аэрожелоба................................................334

Литература...........................................................335

Глава XII. Пылеуловители............................................ 336

1.	Общие сведения.............................................336

2.	Циклоны ................................................. 340

3.	Батарейные циклоны........................................343

4.	Тканевые (рукавные) фильтры...............................345

5.	Электрофильтры............................................349

6.	Центробежные скрубберы....................................355

7.	Фильтры-испарители........................................356

8.	Вспомогательные устройства пылеуловительных установок .... 359

Литература ..........................................................361

Глава XIII. Оборудование складов и силосов...........................362

1.	Общие сведения............................................362

2.	Оборудование шламовых бассейнов...........................363

3.	Пневмомеханическая мешалка кранового	типа.................366

4.	Пневмомеханическая мешалка планетарного	типа..............374

5.	Оборудование силосов......................................379

Литература...........................................................381

J Александр Иванович Боганов |
МЕХАНИЧЕСКОЕ ОБОРУДОВАНИЕ ЦЕМЕНТНЫХ ЗАВОДОВ

Обложка М. Н. Гарипова. Технический редактор И. А. Дугина
Корректоры И. С. Фролова, Н. К. Арсеньева, М. И. Елохина

НС 27564. Сдано в производство 31/1 1961 г. Подписано к печати 5/VI 1961 г. Печ. л. 24.0.
Уч.-изд. л. 26.25. Бум. л. 12,0. Формат 60X90l/j6. Тираж 9000. Индекс УВ-ЗЖ. Заказ № 76

Типография .изд-ва «Уральский рабочий», г. Свердловск, ул. им. Ленина, 49.