/
Текст
Б29
УДК 691.002.5
6.08
Бауман В. А. и др.
Б29 Механическое оборудование предприятий строитель-
ных материалов, изделий и конструкций. Учебник для
вузов. М., «Машиностроение». 1975.
351 с. с ил.
Передзагл. авт.: В. А. Бауман, Б. В. Клушанцев, В. Д. Мартынов.
В учебнике описаны конструкции современных машин и оборудования для
производства строительных материалов, даны их техническая характеристика,
перспективы развития, а также методы расчета основных параметров.
30207-259
038 (01)-75
259-75
6.08
Рецензенты:
Кафедра «Оборудование предприятий строительной и цементной про-
мышленности» Харьковского инженерно-строительного института и
канд. техн, наук В. П. Ксенофонтов
© Издательство «Машиностроение», 1975 г.
ПРЕДИСЛОВИЕ
В СССР ежегодно производится около 110 млн. т
цемента, 600 млн. м® нерудных материалов,
100 млн. м3 сборных железобетонных изделий и
конструкций, 40 млрд, штук строительного кир-
пича. Перспективными планами развития на-
родного хозяйства предусмотрено дальнейшее
увеличение объема выпуска строительных ма-
териалов и значительное повышение их ка-
чества.
Для производства строительных материалов
машиностроительные заводы выпускают самые
разнообразные машины и оборудование, причем
в условиях научно-технической революции про-
исходит непрерывное изменение и совершен-
ствование конструкций машин наряду с общим
увеличением объема их выпуска. Размерные
ряды основных машин определены соответ-
ствующими ГОСТами, разработанными на ос-
нове научных исследований, изучения потреб-
ности народного хозяйства и стремления пол-
ного обеспечения этой потребности за счет наи-
меньшего размерного ряда машин, что приво-
дит к большому экономическому эффекту, так
как значительно упрощает изготовление и по-
вышает надежность машин, а также облегчает
их эксплуатацию.
Исходное сырье для производства основных
строительных материалов в процессе перера-
ботки подвергается неоднократному измельче-
нию, сортированию, перемешиванию и уплот-
нению. Эти процессы относятся к наиболее
энергоемким и трудоемким. Эффективность про-
цессов переработки планомерно повышается
путем создания и внедрения прогрессивных
машин и технологии.
3
Большое внимание при создании машин и
технологических линий отводится вопросам
улучшения условий труда обслуживающего
персонала, а именно: механизации и автомати-
зации трудоемких процессов, обеспечению дей-
ствующих в СССР жестких санитарных норм
по допустимому уровню шума, вибрации и
запыленности. Автоматизация производствен-
ных процессов — самый действенный и пер-
спективный способ повышения качества готовой
продукции и, увеличения производительности
оборудования; поэтому основные машины для
производства строительных материалов при-
способлены к включению в автоматические
линии.
Внедрение прогрессивных роторных дроби-
лок, быстроходных мельниц и других машин
позволило снизить число стадий дробления,
повысить производительность процессов дробле-
ния и помола, снизить их энергоемкость, авто-
матизировать трудоемкие работы. Для приго-
товления бетонных смесей и строительных рас-
творов созданы заводы-автоматы, на которых
роль обслуживающего персонала сводится к на-
блюдению за работой машин и поддержанию
их в работоспособном состоянии.
В учебнике дано систематическое изложение
основ теории рабочих процессов, расчета машин
и рассмотрены наиболее типовые схемы и кон-
струкции машин, оборудования и заводов,
поясняющие принципиальные особенности их
устройства и рабочего процесса. Для отдель-
ных видов оборудования изложены основы их
автоматизации. Эксплуатация механического
оборудования освещена в той мере, в какой
она связана со спецификой оборудования. Изло-
жены требования к конструкции машин и обо-
рудования для обеспечения охраны труда и
защиты окружающей среды.
Главы 1—6 раздела I и главы 3,4 раз-
дела II написаны В. А. Бауманом и Б. В. Клу-
шанцевым; ’главы”11,2’раздела II—'В. А. Бау-
маном, Б. В. Клушанцевым и Л. П. Степано-
вым; главы 7—10 раздела I, глцва 3 раз-
дела II и разделы III и IV — В. А. Баума-
ном и В. Д. Мартыновым.
Раздел I. ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ
СТРОИТЕЛЬНЫХ МАТЕРИАЛОВ
Глава 1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ ОБ ИЗМЕЛЬЧАЕМЫХ
МАТЕРИАЛАХ И МАШИНАХ ДЛЯ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ
§ 1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О ПРОЦЕССАХ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ
Измельчение — процесс последовательного уменьшения размеров
кусков твердого материала от первоначальной (исходной) крупности
до требуемой. В некоторых случаях этот процесс является.подгото-
вительным и получаемый продукт направляется на дальнейшую
переработку, как например, при производстве цемента. В других
случаях, например при производстве щебня, в результате измель-
чения получается товарный продукт, т. е. процесс измельчения имеет
самостоятельное значение.
В зависимости от начальной и конечной крупности кусков мате-
риала различают два основных вида процесса измельчения: дробле-
ние и помол. В зависимости от крупности конечного продукта раз-
личают:
Дробление
крупное .......................(размер куеков 100—350 мм)
среднее...................... .(40—100 мм)
мелкое ...................... (5—40 мм)
Помол
грубый........................... (размер частиц 5—0,1 мм)
тонкий ........................ (0,1—0,05 мм)
сверхтонкий .......... (менее 0,05 мм).
§ 2. ОСНОВНЫЕ СВЕДЕНИЯ О СВОЙСТВАХ
ИЗМЕЛЬЧАЕМЫХ МАТЕРИАЛОВ
Основным сырьем при производстве многих строительных материа-
лов служат горные породы. Их классификация приведена на рис. 1.
К основным физико-механическим свойствам горных пород,
влияющих на технические параметры перерабатывающих машин,
относятся прочность, хрупкость, абразивность и крупность.
Прочность — свойство горной породы сопротивляться разрушению
под действием внутренних напряжений, возникающих в результате
нагрузки или других причин.
Показатель прочности чаще всего определяют путем сжатия на
прессе образцов горной породы кубической формы с ребром 50 мм,
5
ПОРОДЫ
Рис. 1. Классификация горных пород по их происхождению
выпиленных из крупного куска испытываемого материала и отшли-
фованных. Иногда применяют керны (цилиндры) диаметром 40—
ПО мм и высотой, равной диаметру с прошлифованными торцами.
Предел прочности при сжатии осж (МН/м2)
*^сж : р > 0)
где Р —разрушающее усилие, МН;
F — площадь поперечного сечения, м2.
Испытанию подвергают не менее пяти образцов, после чего вы-
числяют среднеарифметическое значение результатов.
Исходя из показателя предела прочности при сжатии горные
породы разделяют на категории:
Особопрочные ...............................
Прочные ....................................
Средней прочности ............. ............
Мягкие......................................
стсж’ мн/”2
От 250 и выше
150—250
80—150
До 80
6
Важным Показателем прочности Камня является прочность На
разрыв.
Условная прочность породы на разрыв (МН/м2)
Р
ар — F
(2)
Хрупкость — свойство горной породы разрушаться при ударной
нагрузке без заметных пластических деформаций. Хрупкие горные
породы имеют незначительную разницу между пределом прочности
при сжатии и пределом прочности при растяжении.
I Существуют различные способы количественной оценки хруп*
Г кости, отличающиеся один от другого методикой проведения испы*
| тания, размерностью и употребляемой терминологией.
I При испытании строительных материалов часто пользуются ме-
| тодикой, по которой хрупкость горной породы определяется на копре
| числом ударов гири массой 2 кг, падающей каждый раз с высоты,
| превышающей на 1 см высоту предшествующего удара до ррзруше-
В’ ния образца.
По показателю хрупкости породы разделяют на:
Очень хрупкие ........................... До 2 ударов
Хрупкие .............................. 2—5’
Вязкие................................ 5—10
Очень вязкие...........................Более 10 ударов
Испытание выполняют на трех образцах цилиндрической формы
(кернах), высота и диаметр которых равны 25 мм, после чего вычис-
ляют среднее значение показателя. Следует отметить, что с возраста-
нием хрупкости горной породы, как правило, уменьшается энерго-
емкость и возрастает производительность дробильных машин.
Абразивность — способность перерабатываемого материала изна-
шивать рабочие органы машин. Абразивность горных пород особенно
важно знать при определении рациональной области использования
оборудования, применяемого для переработки пород. По методике,
разработанной ВНИИСтройдормашем, абразивность выражают
в граммах износа эталонных бил, отнесенных к 1 т передробленного
материала.
Для определения показателя абразивности используют прибор,
представляющий собой модель роторной дробилки (рис. 2), имеющей
характеристику:
Диаметр ротора.................................... 250 мм
Длина ротора ............................... 50 мм
Окружная скорость бил ротора .................... 30 и 60 м/с
Число бил-образцов ................................. 2
Общее число бил-образцов на роторе .... 4
Прибор состоит из бункера /, куда загружается порция мате-
риала; шиберной заслонки 2; наклонной плоскости 3, обеспечиваю-
щей подачу материала под удары бил в определенном месте; ротора 4
с укрепленными на нем билами и трех отражательных плит 5.
7
Рис. 2. Прибор для определения пока-
зателя абразивности
Для определения абразив-
ности -материала подготовляют
порцию материала массой 1 кг
и крупностью 10—20 мм. Била-
образцы изготовляют из стали
45 по.ГОСТД050—60 и термиче-
ски обрабатывают до твердо-
сти HRC 28—32. После того как
через прибор ’будет пропущено
определенное количество проб,
била-образцы снимают и взве-
шивают. Такие определения
проводят минимум 3 раза.
Показатель абразивности (г/т)
И = 4(4^ + 4^ + 4^) ’ (3)
3 \ Gj G2 G3 / ' '
где Agx Ag’a, Ag3 — потери в массе образцов бил, определяемые
с точностью до 0,2 мг;
Gx, G2, G3 — массы перерабатываемого материала.
Показатель абразивности И определяют при окружной скорости
30 м/с (Я30). При работе дробилки на других скоростях удельный
износ рабочих органов существенно изменяется. Так, при увеличе-
нии окружной скорости в 2 раза (от 30 до 60 м/с) удельный износ
материала бил роторных дробилок возрастает примерно в 4 раза.
Используя данный показатель, ВНИИСтройдормаш предложил раз-
делить все горные породы в зависимости от их абразивности на
10 категорий (табл. 1).
Данная шкала дает возможность сравнивать сроки службы рабо-
чих органов роторных или молотковых дробилок при переработке
горных пород- различных категорий абразивности при прочих рав-
ных условиях, используя коэффициент перехода Л = 2(в-л>, где А
и В — категории абразивности сравниваемых пород. Например, если
порода А второй категории, а порода В седьмой, то (В — А) = 7 —
— 2 = 5 и К. = 25 = 32. Значит, удельный износ рабочих органов
дробилок на породе В будет в 32 раза больше, чем на породе А.
Более точная методика определения сроков службы бил и молотков
дробилок ударного действия приводится в приложении 3 к ГОСТ
12375—70. В основу методики положена приведенная в табл. 1
шкала абразивности материалов. Существуют и другие методы
определения абразивности горных пород.
Изучая изнашивание рабочих органов станков для бурения гор-
ных пород в институте горного дела им. Скочинского проф. Л. И. Ба-
рон и А. В. Кузнецов предложили методику определения абразив-
ности пород, по которой показатель абразивности С получается
путем истирания о поверхность испытуемого материала эталонного
цилиндрического стержня из стали-серебрянки диаметром 8 мм при
вращательном движении с частотой 400 об/мин под нагрузкой 150 Н
в течение 10 мин. За показатель абразивности в этом случае прини-
8
Таблица 1
Щкала ВНИИСтройдормаша для оценки абразивности материалов
при ударных способах разрушения
Класс абразивности Категория абразивности Показатели абразивности по методике ВНИИСтрой- дормаша, г/т, Материал
и»0
Неабразивные 0 1 4 Тальк, аргиллит, камен- ный уголь чистый
Малоабразив- I 1—2 4—8 Известняк, мрамор, але-
ные II 2—4 8—16 вролит, аргиллит, камен-
III 4—8 16—32 ный уголь, мелкозерни- стый песчаник
Средней IV 8—16 32—65 Известняк средней абра-
абразивности V 16—32 65—130 зивности, песчаник, кир-
VI 32-65 130—250 пич, сидерит и Другие ру- ды
Высокой VII 65—130 250—500 Гранит, базальт, диорит,
абразивности VIII 130—250 500—1000 кварцит, прочный песча-
IX 250—500 1000—2000 ник, гравий из извержен- ных пород, известняк вы- сокой абразивности
Очень высокой абразивности X Более 500 Более 2000 Шлак конверторный, шлак электропечной ро- говик, некоторые желез- ные руды
мается среднее значение потери массы в мг трех стержней. В зависи-
мости от величины этого показателя, находящегося в пределах
от 5 до 90 мг, Л. И. Барон и А. В. Кузнецов разделили горные по-
роды на восемь категорий.
§ 3. характеристика процесса измельчения
Процесс измельчения характеризуется крупностью материала, по-
ступающего на измельчение, крупностью и зерновым составом про-
дукта измельчения и степенью измельчения.
Крупность кусков обозначается линейными размерами, которые
условно называются длиной а, шириной b и толщиной с. Чаще всего
приводится однозначная характеристика крупности куска по его
диаметру d, причем эта величина определяется разными способами:
например, как среднеарифметическое из длины, ширины и толщины
куска d = а + ^ + с . СредНегеометрИческое из ЭТИх величин d ~
= v abc; или (что наиболее часто) как диаметр окружности, описан-
ной вокруг ширины и толщины куска, d = ']/rb2 с2.
Зерновой состав продукта измельчения определяют путем рассева
пробы на наборе сит с круглыми отверстиями. Масса пробы в кг при
9
Размер отверстий сит
3. Характеристика крупности
Рис.
продукта дробления:
7 — по минусу; 2 — по плюсу
(4)
размер
приме-
зерна материала опреде-
оценке продукта дробления свя-
зана следующей зависимостью с
максимальной крупностью кусков
(зерен) опробуемого материала:
Р = 0,02d2 + 0,5cZ,
где d — максимальный
зерна, мм.
Характеристика сит,
няемых для рассева, зависит от
наибольшей крупности кусков в
опробуемом продукте. При макси-
мальной
применяют набор сит с шагом отверстий
40 мм). При крупности 100 мм используют
применяя сито с отверстием 5 мм.
В процессе рассева отобранной пробы
ленной крупности, проходя через набор сит, задерживаются, в ре-
зультате чего вся проба оказывается разделенной на несколько клас-
сов. Так, при рассеве пробы на наборе сит с круглыми отверстиями
диаметром 5, 10,15, 20 мм образуются классы 0—5 (или —5); 5—10;
10—15; 15—20. Остаток на сите 20 мм называют классом +20.
Далее отдельные классы взвешивают и определяют их процентное
содержание по отношению к общей массе пробы. Чтобы получить
более достоверные результаты, отбирают, как правило, несколько
проб и после их поочередного рассева определяют среднеарифметиче-
ские значения одномерных классов. По найденным значениям в пря-
моугольной системе координат графически изображают зерновой
состав по суммарным выходам (рис. 3). Если по оси ординат откла-
дывать процентное содержание материала крупнее данного диаметра,
то характеристика будет построена «по плюс d», если же отклады-
крупности кусков до 40 мм
5 мм (5, 10, 15, . . ., 35,
шаг 10 мм, обязательно
вать процентное содержание материала менее данного диаметра,
то — «по минус d». Обе кривые зеркально отображают одна другую
и, будучи построенными на одном графике, пересекаются в точке,
соответствующей 50% выходу материала.
Крупность исходной горной массы. При определении характери-
стики крупности исходной горной массы вычисление минимальной
массы пробы по формуле (4) приводит к необходимости рассева
(разбора) чрезвычайно больших проб. Так, если крупность кусков
горной массы достигает 500 мм, то масса пробы должна быть 5,25 т,
если же 1000 мм (что характерно для карьеров нерудных материа-
лов), то 20,5 т.
Сотрудники Института горного дела АН СССР предложили ме-
тоды определения зернового состава горной массы по ее поверхности.
Сущность методов заключается в использовании планограмм или
фотопланограмм (рис. 4), по которым определяется суммарная пло-
щадь, занимаемая кусками различной крупности. Относительная
(в процентах) суммарная площадь кусков определенного размера
принимается равной их относительному содержанию в горной массе.
10
Под степенью измельчения понимают отношение размера кусков
исходного материала к размеру кусков готового продукта. Суще-
ствуют различные количественные оценки степени измельчения.
Например, степень измельчения можно выразить как отношение
размера максимального куска в исходном материале к размеру макси-
мального куска в готовом продукте: i = или как отно-
шение значений средней крупности (размер круглого отверстия
сита, сквозь которое проходит 50% всех зерен по массе: i =
— ^ср^ср’
Наиболее точно степень измельчения определяется отношением
средневзвешенных размеров исходного и конечного материалов
• _ Дев
^св
(5)
Средневзвешенный размер
, _ d2m2 ф 1• • 4~ dnmn
100
(6)
где di, d2, . . ., dn — средний размер классов;
/пп т2, . . тп — содержание данных классов, %.
Рис. 4. Метод фотопланограмм для определения зернового состава горной массы
11
§ 4. ТРЕБОВАНИЯ К КАЧЕСТВУ 1М
СТРОИТЕЛЬНЫХ МАТЕРИАЛОВ ЛИ
Наиболее распространенными строительными материалами, полу-
чаемыми в результате процесса измельчения, являются нерудные
материалы (щебень, гравий, песок). Продукцию заводов нерудных
строительных материалов широко используют в промышленном,
гражданском, железнодорожном, автодорожном и гидротехническом "9И
строительстве. Вследствие широкой области применения нерудных |^Я
материалов требования потребителей к его качеству нередко суще-
ственно отличаются, что вызывает необходимость применения раз-
личного оборудования даже при переработке одной и той же исход-
ной горной массы. ЯК
Щебень получают из естественного камня путем дробления взо-
рванных скальных пород. Требования к щебню для строительных |^Я
работ изложены в ГОСТ 8267—64. По этим требованиям щебень
разделяют на фракции: (3) 5—10; 10—20 (25); 20 (25)—до 40 (50 и 60);
40—70 мм. Цифры в скобках обозначают размеры зерен фракций .ЯН
щебня, предназначенного для автомобильных дорог и балластного
слоя железнодорожного пути. Для гидротехнического строительства
предусмотрены дополнительные фракции: 40—80 и 80—120 мм. "^Н
В зависимости от соотношения между длиной а й толщиной с 4^К
зерна щебня классифицируют на лещадные и кубообразные. К ле-
щадным относят зерна, у которых отношение а : с > 3; все осталь-
ные зерна считаются кубообразными. л^Я
По упомянутому ГОСТу содержание лещадных зерен в товарных j^B
фракциях не должно превышать .15% по массе. В ответственных
случаях, например при производстве высоконапорных железобетон- |^Я
ных труб, количество лещадных зерен в щебне должно быть еще J^B*
меньше — не более 10%. Для получения щебня с содержанием ле- л^Я
щадных зерен, не превышающим требований ГОСТа, в технологиче- ;|^В
скую схему вводят специальное оборудование (грануляторы) для |^Я
исправления формы зерен.
Качество щебня характеризуется допустимым закрупнением или
замельчением товарных фракций. Так, в определенной товарной'
фракции, например 20—40 мм, содержание зерен крупнее макси-
мяльного размера (крупнее 40 мм) и зерен мельче минимального раз-
мера (меньше 20) не должно превышать 5%.
• Гравий представляет собой сыпучий материал крупностью 3 (5)—
70 мм с окатанной формой зерен, образовавшийся в результате
естественного разрушения горных пород. Зерна размером 70—150 мм
называют крупным гравием, крупнее 150 мм — валунами.'
J По ГОСТ 8268—62 гравий для строительных работ.подразделяют
на фракции: 5—10; 10—20; 20—40 и 40—70 мм.
; Щебень из гравия получают дроблением гравия и валунов на
более мелкие фракции. В этом материале количество дробленых
зерен должно быть не меньше 80% по массе. Требования к качеству
гравия в основном такие же как и к строительному щебню.
Песок, применяемый для строительных целей, состоит из зерен
крупностью до 5 мм и классифицируется на природный,— образовав-
12
шийся в результате естественного разрушения Горных пород, дроб-
леный, полученный при дроблении горных пород, и фракциониро-
ванный, приготовленный путем разделения на фракции природных
или дробленых песков.
По крупности зерен пески разделяют на крупные, средние, мел-
кие и очень мелкие. Для установления группы крупности песка
отобранную пробу рассеивают на ситаХ с размером отверстий 10; 5;
2,5; 0,63; 0,315 и 0,14 мм, после чего определяют модуль крупности
яд __ ^2,5 Ч~ ^1,25 ~Ь -^0.63 4~ -^0.316 Ч~ ^0.14
100 . ’ ' '
где Л2,5; Л1125 и т. д. — полные остатки на ситах с соответствуют
щим размером отверстий, %.
При подсчете модуля крупности песка содержание фракции круп-
нее 5 мм и мельче 0,14 мм не учитывают. Каждая группа песков
характеризуется кроме модуля и другими показателями, приведен-
ными в табл. 2.
Таблица 2
Классификация строительных песков
Песок Полный остаток на сите № 0,63, % Модуль крупности Удельная поверх- ность, см2/г Проходит через сито № 014, %
Крупный .... Средний .... Мелкий Очень мелкий . . Не более 50 От 35 до 50 Более 2,5 2,5—2,0 Менее 2,0 100—200 201—300 До 10„ » 10 » 15 » 20
Следует отметить, что пески с удельной поверхностью более
300 см2/г не должны применяться для строительных работ из-за
большого перерасхода цемента. В песке не должно содержаться ком-
ков глины и крупных загрязняющих включений. Содержание пыле-
видных, глинистых и илистых частиц в песке в % по массе не должно
превышать:
Для бетонов и дорожных асфальтобетонных горячих смесей ... 3
Для балластного слоя железнодорожного пути .............. 5
Для кладочных растворов . . . ......................... 10
Для штукатурных растворов.............................. 15
§ 5. ЭНЕРГОЕМКОСТЬ ПРОЦЕССА ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ
Количество энергии, необходимое для измельчения какого-либо ма-
териала, зависит от многих факторов: размера, формы, взаимного
расположения кусков, прочности, хрупкости, однородности исход-
ного материала, его влажности, вида и состояния рабочих поверх-
ностей машины и т. д. Поэтому установить аналитическую зависи-
мость между расходом энергии на измельчение, физико-механиче-
13
скймй свойствамй измельчаемого материала и результатами про-
цесса можно лишь в общем виде.
Исследованием энергоемкости процесса измельчения занимаются
давно. В 1867 г. проф. П. Риттингер впервые выдвинул гипотезу
о том, что работа, расходуемая на измельчение материала, пропор-
циональна вновь образованной поверхности:
А - К AF, (8)
где К — коэффициент пропорциональности;
ДЕ — приращение поверхности.
Впоследствии эта гипотеза была названа первым законом дробле-
ния. или законом поверхностей.
Предположим, что для разделения куба со стороной, равной еди-
нице, по одной плоскости требуется работа, равная А. Тогда, чтобы
раздробить данный куб со степенью измельчения i = 2, т. е. чтобы
сторона полученных кубиков была равна г/2 первоначального раз-
мера, нужны 3 плоскости и, следовательно, работа, равная ЗЛ.
В результате деления куба тремя плоскостями получится 23 =
= 8 кубиков (рис. 5, а).
Если принять степень измельчения i — 3, то потребуется 6 пло-
скостей и работа, равная 6Л, т. е. получится З3 = 27 кубиков
(рис. 5, б).
При степени измельчения in требуется 3 (i„ — 1) плоскостей и
работа ЗЛ (i„ — 1); при степени измельчения im требуется 3 (im — 1)
плоскостей и работа ЗЛ (im — 1). Отсюда Ап — ЗЛ (i„ — 1);
Ат = ЗЛ (im — 1). При больших степенях измельчения цифрой 1
в скобках можно пренебречь, тогда
(9)
Если принять, что начальный (исходный) размер куска одинаков
и равен D\ то in = D/dn и im = D/dm-, значит in/im = dm!dn, т. e.
An __ _ dm
Am im dn
(10)
Работа, затраченная на измельчение, прямо пропорциональна
степени измельчения или обратно пропорциональна размеру частиц
Рис. 5. Схема измель-
чения куска материала
14
I
Один кусок материала кубической формы размером D имеет по-
верхность 602 при измельчении этого куска до размера d, т. е. со сте-
пенью измельчения i — D/d поЛучим i3 кубиков, каждый из кото-
рых имеет поверхность 6d2. В этом случае вновь образованная по-
верхность AF:
AF = 6d2-i3— &D2 = ----6D2 = 6О2(г — 1). (11)
(12)
Значит, по закону Риттингера, работа, необходимая для дробле-
ния одного куска размером D,
A = KbF = K6D*(i-l)]
или
A = K1D2(i— 1).
Если дроблению подвергается не один кусок, a Q кг материала,
или Q/y м3 (где у — плотность, кг/м3) и средний размер кусков мате-
риала равен DCB, то количество кусков, подлежащих дроблению,
равно —Я— • Так как работа дробления одного куска равна А ~
2 О
— Л6Е>СВ (i — 1), то работа дробления —-у- кусков будет равна
YDcb
Д— KQF)2 (i ]) ® _____ Кб О’ —0Q
А-ЛЬ/Лвр 1) - у Dcb •
) Приняв К6/у равным получим окончательно формулу, вы-
ражающую закон Риттингера:
А = (13)
В этой формуле имеются параметры, которые отражают процесс
дробления и могут быть в каждом случае определены непосред-
ственно или заданы, а именно: степень дробления i, средневзвешен-
ный размер куска исходного материала Рсв, количество раздроблен-
ного материала Q, кг.
К сожалению, весьма трудно определить коэффициент пропорцио-
нальности К.% между затраченной работой и вновь обнаженной по-
верхностью, что безусловно снижает практическое значение данной
формулы.
В 1885 г. проф. Ф. Кик, основываясь на формуле из теории упру-
гости, по которой работа деформации ,
где ст — напряжение, возникающее при деформации;
V — объем деформируемого тела;
Е — модуль упругости,
выдвинул гипотезу, что энергия, необходимая для одина-
кового изменения формы геометрически подобных и одно-
родных тел, пропорциональна объемам или массам этих тел.
15
Эта гипотеза названа вторым законом измельчения или законом
объемов.
Позже было доказано, что проф. В. Л. Кирпичев предложил
ту же зависимость значительно раньше Ф. Кика, основываясь на
общем законе подобия, согласно которому
А _ Vi _ Gi
Л а V2 G2 ’
(15)
где Gj и G2 — массы тел.
Поэтому второй закон измельчения называется законом Кирпи-
чева—Кика.
Работа А равна произведению силы Р на путь S, который при
измельчении равен абсолютной деформации тела. Так как деформа-
ция тела по закону Гука пропорциональна его линейным разме-
рам I, то
$п _ In . Рп __. ,^п . АП _ Рп$п _ ^п . (15)
$т Im ' Pm /“L ’ Arh Рт^т Vm Р
т т
Итак, по закону Кирпичева—Кика усилия, необходимые для
измельчения, прямо пропорциональны площадям поперечных сече-
ний, а затрачиваемая работа — объемам тел. Согласно этому закону
работа измельчения одного куска размером D будет
А = (17)
где К2 — коэффициент пропорциональности, отличающийся от соот-
ветствующего коэффициента в формуле (12).
Если принять, что на измельчение поступает Q кг материала
со средним размером кусков
Q
мерой DCB составит —-V-, а
YDcb
л=*!Й-^г=/с4
или
А = K3Q.
DCB, то общее количество кусков раз-
работа измельчения
(18)
Если предположить, что общая степень измельчения, равная
i = DCB/dcv, достигается за п стадий дробления и в каждой стадии
частная степень измельчения одинакова и равна г, то i — гп.
Работа во всех стадиях измельчения одинакова и равна А х =
~ KgQ; А2 — K3Q; А3 = K3Q; Ап = K3Q.
Общая работа
Л = Л! + Л 2 + • + Л„ — nK3Q. (19)
Так как п = то Л„==-}|у K3Q. Приняв = Кд, по-
лучим
А = КкО. 1g
(20)
16
Формула (20) выражает закон Кирпичева—Кика.
После опубликования указанных законов измельчения появились
работы, посвященные их анализу и сопоставлению. Мнения ученых
разделились. Одни считали, что законы Кирпичева—Кика и Рит-
тингера справедливы для разных стадий измельчения. Закон Кир-
пичева—Кика определяет энергию на упругую деформацию мате-
риала и не учитывает вновь образованной поверхности и потому
закон справедлив для процессов дробления, где основная энергия
тратится на деформацию материала. Закон Риттингера не учитывает
затраты энергии на упругую деформацию и более подходит для
процессов помола, где преобладает истирание с интенсивным образо-
ванием новой поверхности.
Другие ученые утверждали, что неправильно применять законы
Кирпичева—Кика и Риттингера раздельно для разных стадий про-
цесса измельчения. Эти законы дополняют один другой и действуют
совместно.
В 1940 г. акад. П. Ребиндер предложил формулу расхода энергии
при измельчении, в которой объединены работа, затрачиваемая на
деформацию разрушаемых кусков, и работа, затрачиваемая на обра-
зование новых поверхностей:
А = К AJZ + о AF, (21)
где К, о — коэффициенты пропорциональности;
AV — деформированный объем;
AF —вновь образованная поверхность.
Формула П. Ребиндера не получила широкого распространения
ввиду отсутствия надежных рекомендаций по методике выбора зна-
чений коэффициентов пропорциональности для конкретного случая.
В 1951 г. Ф. Бонд выдвинул гипотезу, названную им третьим
законом измельчения, в которой, по-сути, также содержалось мате-
матическое объединение двух первых законов.
Согласно Ф. Бонду работа А, необходимая для измельчения Q кг
материала от средней крупности £>ср до средней крупности dcp,
равна
a = kJ-4=~ Q.
(22)
где — коэффициент пропорциональности.
А. К. Рундквист, преобразовав данную формулу для случая
измельчения Q кг материала, пришел к обобщенному выражению:
;П— 1 I
А = пП-Т Q. (23)
^ср
Принимая в формуле показатель степени п равным 2; 1,5 и 1,
можно получить соответственно выражения законов Риттингера,
Бонда и Кирпичева—Кика.
Исследования, проведенные во ВНИИСтройдормаше, показали,
что если учесть дополнительные факторы, действующие в реальных
2 Заказ 1376 17
г.
условиях, то формула (23) может быть приведена к вид^ пригодному
для расчета мощности привода дробилок. Было установлено также,
что применительно к процессу дробления в щековыи дробилках,
показатель степени п в формуле (23) равен 1,5, что - оответствует '
третьему закону дробления, предложенному Ф. БондоИ. }
Окончательная формула, выведенная во ВНИИСуройдормаше j
для определения мощности электродвигателя щеков< ji дробилки, 1
в кВт Я
^ст=0,13ВЛм4^-^, ' ° (24) |
V ^СВ ч , W
где — энергетический показатель — единица затрат энергии, 1
приходящаяся на 1 т материала при дроблении его от я
«бесконечной» крупности до размера, равней о 1 мм; 1
— коэффициент масштабного фактора, характеризующий из- 1
менение Е£ исходного материала с изменение} крупности; 1
i — степень дробления — отношение средневзвешенных раз- 1
меров кусков исходного материала и продую \ дробления; ,1
DCB — средневзвешенный размер исходного материала, м; Л
Q—- производительность, м3/с; и 1
у — объемная масса материала, кг/м3. э 1
Величина энергетического показателя Et принима тся по спе- 1
циальным таблицам в зависимости от вида горной пор ды и место- I
рождения. Так, для гранита Могилянского месторо^ цения = 1
= 4,56 кВтч/т, для гранита Житомирского месторо? рдения Et — 1
= 6,94, для диорита Клесовского месторождения Et = !/j,5I кВт-ч/т. я
Было бы правильнее рассчитывать и поставлять двигатель дро- |
билки исходя из конкретных условий эксплуатации, схунако, прак- 1
тически, с дробилкой поставляется универсальный прхдаод, обеспе- |
чивающий ее работу на любых горных породах, и поэтому для рас- ]
чета двигателя принимается значение-энергетическойг показателя |
Ei = 8 кВт-ч/т, что близко к наибольшему. i Я
Ниже приведены значения коэффициента Км в зачхсимости от Я
размера куска материала, подлежащего дроблению. я|
Значения коэффициента Км в зависимости Я
от средневзвешенного размера исходного материала Я
Средневзвешенный раз- " Я
мер исходного материа- X Я
ла, мм .......... 65 100 160 240 280 37 £ 460 Я
Ем '............... 1,85 1,40 1,20 1,00 0,95 0,^ 0,80 Я
Формулой (24) можно пользоваться при расчете мощности при- я
вода не только щековых, но и других дробильных мннин, когда Ц
известны характеристика исходного материала и фактическая сте- ,я
пень дробления- > Я
§ 6. ОСНОВНЫЕ МЕТОДЫ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ. ; Я
КЛАССИФИКАЦИЯ МАШИН ДЛЯ ИЗМЕЛЬЧЕ1(МЯ Я
В машине, предназначенной для измельчения материалах, в завися- Я
мости от ее назначения и принципа действия использук* гея следую- Я
щие виды нагрузок: раздавливание (рис. 6, а), удар (рис. 6, б), Ц
18 .1
С
1!!
Рис. 6. Схемы методов измельчения
раскалывание (рис. 6, в), излом (рис. 6, г), истирание (рис. 6, 3).
В большинстве случаев различные виды нагрузок действуют одно-
временно, например, раздавливание и истирание, удар и истирание
и т. д. Необходимость в различных видах нагрузок, а также в раз-
личных по принципу действия конструкциях и размерах машин
для измельчения вызывается многообразием свойств и размеров
измельчаемых материалов, а также различными требованиями
к крупности готового продукта. Так же как процессы измельчения,
машины, применяемые для этих процессов, разделяют на дробилки
и мельницы.
По принципу действия различают дробилки:
1. Щековые (рис. 7, а), в которых материал раздрабливается
под действием раздавливания, раскалывания и частичного истира-
ния в пространстве между двумя щеками при их периодическом
сближении.
Рис. 7. Схемы машин для дробления
2*
19
2. Конусные (рис. 7, 6), в которых материал раздрабливаетСя
раздавливанием, изломом, частичным истиранием между двумя ко-
ническими поверхностями, одна из которых движется эксцентрично
по отношению к другой, осуществляя тем самым непрерывное дроб-
ление материала.
3. Валковые (рис. 7, в), в которых материал раздавливается
между двумя валками, вращающимися навстречу один другому.^
Нередко валки вращаются с разной частотой и тогда раздавливание '
материала сочетается с его истиранием. i
4. Ударного действия, которые, в свою очередь, разделяются на?
молотковые (рис. 7, г) и роторные (рис. 7, д). В молотковых дробил-'
ках материал измельчается в основном ударом по нему шарнирно
подвешенных молотков, а также истиранием. В роторных дробилках
дробление достигается в результате удара по материалу жестко.
закрепленных к ротору бил, удара материала об отражательные
плиты и ударов кусков материала один о другой.
Некоторые измельчающие машины (бегуны и дезинтеграторы)^
можно отнести к дробилкам и к мельницам, так как они применяются ’
и для грубого помола, и для мелкого дробления. Принцип действия ;
и конструкции таких машин рассмотрены в соответствующих пара- •
графах.
Мельницы по принципу действия разделяют на:
1) барабанные (рис. 8, а, б, в), в которых материал измельчается
во вращающемся (рис. 8, а) или вибрирующем (рис. 8, б) барабане
при помощи загруженных в барабан мелющих тел, или без мелющих
20
тел ударами и истиранием частиц материала один о другой и о футе-
ровку барабана (рис. 8, в);
2) среднеходные, в которых материал измельчается раздавли-
ванием и частичным истиранием между каким-либо основанием и
рабочей поверхностью шара, валка, ролика. На рис. 8, г показана
схема ролико-маятниковой мельницы. Ролик прижимается центро-
бежной силой к борту чаши и измельчает материал, попадающий
между бортом и роликом;
3) ударные (рис. 8, -д), в которых материал измельчается ударом
шарнирных (шахтные мельницы), или жестко закрепленных (аэро-
бильные мельницы) молотков. Продукт, достигший определенной
тонины помола, выносится из зоны действия молотков воздушным
потоком;
4) струйные (рис. 8, е), где материал измельчается в результате
трения и соударения частиц материала одна о другую, а также
о стенки камеру при движении частиц воздушным потоком большой
скорости.
Перечисленные способы измельчения, несмотря на их значитель-
ное количество, относятся по принципу действия к методу механиче-
ского измельчения при непосредственном воздействии рабочего ор-
гана на измельчаемый материал или частиц материала одна на дру-
гую. Разрабатываются методы измельчения материалов, основанные
на других физических явлениях, а именно: при помощи электро-
гидравлического эффекта (высоковольтный разряд в жидкости),
ультразвуковых колебаний, быстросменяющихся высоких и низких
температур, лучей лазера, энергии струи воды и др.
Несмотря на многообразие типов и видов машин для измельчения
материалов существуют общие требования, которым должны удов-
летворять эти машины: простота конструкции, удобство и безопас-
ность ее обслуживания;
минимальное количество изнашивающихся деталей, конструкция
которых и конструкция крепления обеспечивали бы их легкую
замену;
предохранительные устройства, которые при превышении допу-
стимых нагрузок разрушались бы (распорные плиты, болты и т. д.),
или деформировались (пружины), защищая от поломок более слож-
ные и дорогостоящие узлы;
- обеспечивать выполнение санитарно-гигиенических норм по шуму,
вибрации и запыленности воздуха.
Глава 2. ЩЕКОВЫЕ ДРОБИЛКИ
§ 1. ОБЛАСТЬ ПРИМЕНЕНИЯ И КЛАССИФИКАЦИЯ
В промышленности строительных материалов щековые дробилки,
в основном, применяют для крупного и среднего дробления. Принцип
Работы щековой дробилки заключается в следующем. В камеру
21
Рис. 9. Кинематические схемы щековых дробилок
дробления, имеющую форму клина и образованную двумя щеками,
из которых одна в большинстве случаев является неподвижной,
а другая подвижной^ подается материал, подлежащий дроблению.
Благодаря клинообразной форме камеры дробления куски мате-
риала располагаются по высоте камеры в зависимости от их круп-
ности — более крупные вверху, менее крупные — внизу. Подвиж-
ная щека периодически приближается к неподвижной, причем при
сближении щек (ход сжатия) куски материала раздрабливаются, при
отходе подвижной щеки (холостой ход) куски материала продви-
гаются вниз под действием силы тяжести или выходят из камеры
дробления, если их размеры стали меньше наиболее узкой части
камеры, называемой выходной щелью, или-занимают новое положе-
ние, соответствующее своему новому размеру. Затем цикл повто-
ряется. *
Щековая дробилка изобретена в 1858 г. американцем Влеком.
В зависимости от кинематических особенностей механизма щеко-
вые дробилки можно разделить на две основные группы:
1. Дробилки, у которых движение от кривошипа к подвижной
щеке передается определенной кинематической цепью. При этом
траектории движения подвижной щеки представляют собой части
дуги окружности. Эти машины называются щековыми дробилками
с простым движением подвижной щеки.
2. Дробилки, у которых кривошип и подвижная щека образуют
единую кинематическую пару. В этом случае траекторий движения
точек подвижной щеки представляют собой замкнутые кривые, чаще
всего эллипсы. Дробилки с такой кинематикой называются щеко-
выми дробилками со сложным движением подвижной щеки.
На рис. 9 показаны наиболее распространенные кинематические
схемы щековых дробилок: с простым (рис. 9, а) и сложным (рис. 9, б)
движением подвижной щеки.
В дробилке с простым движением (рис. 9, а) подвижная щека
подвешена на неподвижную ось. Шатун дробилки верхней головкой
22
шарнирно соединен с приводным эксцентриковым валом. В нижнюю
часть шатуна шарнирно упираются две распорные плиты, одна
из которых противоположным концом упирается в нижнюю часть
подвижной щеки, другая — в регулировочное устройство. При вра-
щении эксцентрикового вала подвижная щека получает качательное
движение по дуге окружности, центром которой является центр оси
подвеса. Наибольший размах качания х (ход сжатия) имеет нижняя
точка подвижной щеки. За величину хода сжатия какой-либо точки
подвижной щеки принимается величина проекции траектории дви-
жения данной точки на нормаль к неподвижной щеке.
Срок службы дробящих плит находится в прямой зависимости
от величины вертикальной составляющей хода (при прочих равных
условиях), что подтверждается практикой эксплуатации щековых
дробилок.
На дробилках с простым движением при малой вертикальной со-
ставляющей хода сжатия дробящие плиты служат в несколько раз
дольше, чем на дробилках со сложным движением, где величина
этого хода намного больше. В этом заключается преимущество ки-
нематической схемы дробилки с простым движением. Другим преиму-
ществом этой кинематической схемы является обеспечение большого
выигрыша в силе в верхней части камеры дробления (рычаг 2-го рода),,
что очень важно при дроблении кусков горной массы больших разме-
ров и высокой прочности.
Недостатком дробилок с простым движением является малая ве-
личина хода сжатия в верхней части камеры дробления. В верхнюю
часть камеры дробления попадают крупные куски материала, для
надежного захвата и дробления которых необходим больший ход,
чем в нижней части, где дробятся куски меньших размеров и форми-
руется готовый продукт. Поэтому в нижней части камеры дробления
ход сжатия должен быть соответственно меньше.
В дробилке с простым движением щеки наблюдается обратное
явление, т. е. наибольший ход сжатия (размах качания) имеет
низ подвижной щеки, в верхней же части этот ход значительно
меньше.
В дробилках со сложным движением (рис. 9, б) подвижная щека
шарнирно подвешена на эксцентричной части приводного вала.
Низ подвижной щеки шарнирно опирается на распорную плиту.
Другим концом распорная плита опирается на регулировочное
устройство.
Дробилка со сложным движением проще по конструкции, ком-
пактнее и менее металлоемка, чем дробилки других типов. У такой
Дробилки траектория движения подвижной щеки представляет собой
замкнутую кривую. В верхней части камеры дробления эта кривая —
эллипс, приближающийся к окружности, в нижней части — сильно
вытянутый эллипс.
Типоразмер дробилки характеризует величина В — ширина при-
емного отверстия (расстояние между дробящими плитами в верхней
части камеры дробления в момент максимального отхода подвижной
Щеки). Этот размер определяет максимально возможную крупность
23
кусков, загружаемых в дробилку £>тах, принимаемых равными 0,85,
от ширины приемного отверстия, т. е. £)шах = 0,85В.
Другим важным параметром служит длина приемного отверстия,
т. е. длина камеры дробления L, определяющая, сколько кусков
диаметром Z)max может быть загружено одновременно. Произведе-
ние двух величин В X L называется размером приемного отверстия
щековой дробилки и является ее главным параметром.
В зависимости от величины главного параметра (В X L в мм)
щековые дробилки, выпускаемые отечественной промышленностью,
составляют следующий размерный ряд: 160x250, 250X400, 250X900,
400X600, 400x900, 600x900, 900x1200, 1200x1500, 1500X2100 мм,
т. е. всего девять типоразмеров, из которых шесть первых пред-
ставляют собой дробилки со сложным движением подвижной щеки,
четыре последних — с простым. (Дробилки размером 600x900 вы-
пускаются с простым и сложным движением подвижной щеки.)
Перечисленный ряд определился в результате многолетнего опыта
по созданию и эксплуатации щековых дробилок. Размеры приемных
отверстий машин ряда регламентированы Государственными стан-
дартами и соответствуют международному ряду по рекоменда-
циям СЭВа.
Важным параметром щековой дробилки является величина вы-
ходной щели b (рис. 9). Она определяется как наименьшее расстоя-
ние между дробящими плитами в камере дробления в момент макси-
мального отхода подвижной щеки. Величина выходной щели — пара-
метр переменный, ее можно регулировать при помощи специального
устройства, что позволяет изменять крупность готового продукта,
или наоборот, поддерживать постоянной в течение длительного
времени независимо от степени износа дробящих плит.
§ 2. КОНСТРУКЦИЯ
На рис. 10 показан разрез щековой дробилки для крупного дробле-.
ния с простьш движением подвижной щеки. Эта конструкция может-
считаться типовой, так как все отечественные дробилки для круп--'
кого дробления имеют аналогичную конструкцию и отличаются?
только размерами. /
Станина дробилки 1 должна обеспечивать жесткость всей кон-1
струкции при больших (несколько сотен тонн) усилиях, возникаю-]
щих при дроблении прочных материалов. Поэтому станины крупныхз
дробилок, как правило, представляют собой цельные массивные!
стальные конструкции. В выемках боковых стенок станины крепятся!
коренные подшипники эксцентрикового вала 5. На эксцентричной]
части вала подвешен литой шатун 6, в нижнем конце которого имеются]
пазы для установки сухарей, являющихся опорными поверхностями!
для передней 11 и задней 10 распорных плит. На последних моделях]
дробилок для коренных и шатунных подшипников применены под-1
шипники качения специального типа, выдерживающие большие]
динамические нагрузки. »
24 J
Рис. 10. Щековая дробилка для
крупного дробления
Периодичность работы
щековой дробилки, т. е.
наличие холостого хода и
хода сжатия, вызывает не-
равномерную нагрузку на
приводной двигатель. Для
выравнивания этой на-
грузки эксцентриковый
вал дробилки снабжается
массивными ^маховиками,
которые «аккумулируют»
энергию при холостом
ходе и отдают ее при ходе
сжатия.
На один конец эксцентрикового вала насажен шкив-маховик 15,
на другой — маховик 16. Сцепление шкива-маховика с валом обес-
печивается фрикционной муфтой 14. Между ступицей шкива-махо-
вика и валом находятся бронзовые втулки, по которым шкив-маховик
может свободно проворачиваться, если крутящий момент превысит
расчетный. Таким образом, фрикционные муфты и свободная по-
садка шкива-маховика на вал предотвращают поломки деталей
дробилки при перегрузках, т. е. являются предохранительными
устройствами.
Подвижная щека 3, представляющая собой стальную отливку
коробчатого сечения, подвешена на оси 4, концы которой установ-
лены в подшипниках с бронзовыми вкладышами в верхней части
25
боковых стенок станины. В нижней части Щеки имеется пай ДЛя уста*
новки сухаря, в который упирается передняя распорная плита.
Задняя распорная плита упирается в сухарь регулировочного устрой-
ства 9. Опорные поверхности распорных плит изнашиваются при
работе машины и поэтому распорные плиты имеют сменные наконеч-
ники. Силовое замыкание звеньев механизма привода подвижной
щеки обеспечивается тягами 8 и пружинами 7.
На неподвижную и подвижную щеки крепятся неподвижная 13 и
подвижная 12 дробящие плиты, которые непосредственно соприка-
саются с дробимым материалом и являются основными рабочими
органами щековых дробилок. Рабочие поверхности дробящих Плит
и боковые стенки станины образуют камеру дробления. Часть боко-
вых стенок станины, выходящих в камеру дробления, футеруется
сменными футеровочными плитами 2.
Дробящие плиты крупных щековых дробилок сборные, состоят
из отдельных частей и крепятся к щекам при помощи болтов с по-
тайными головками. Такое же крепление применяется для боковых
футеровочных плит.
Режим работы щековой дробилки изменяется регулированием раз-
мера выходной щели. Щирина выходной щели при прочих равных
условиях определяет крупность продукта дробления, а также произ-
водительность дробилки. Так как по мере изнашивания дробящих
плит ширина выходной щели возрастает, ее необходимо периодически
регулировать (поджимать). На щековы# дробилках крупного дроб-
ления это осуществляется путем установки между упором 9 и задней
стенкой станины дополнительных прокладок, различных по тол-
щине. Для облегчения этой операции в дробилках последних моде-
лей предусмотрен гидравлический домкрат, при помощи которого
упор вместе со всей системой привода подвижной щеки, т. е. распор-
ными плитами, нижним концом шатуна и самой подвижной щекой
отжимается от станины, устанавливается необходимое число про-
кладок, после чего давление в домкрате снижается и упор прижи-
мается к прокладкам.
Пуск щековых дробилок,’ особенно дробилок крупных размеров
затруднен, так как приходится преодолевать инерцию больших
масс. Поэтому для привода дробилки применяли электродвигатель
повышенной мощности, т. е. при нормальном рабочем режиме мощ-
ность двигателя недоиспользовалась (потреблялось примерно 40—
50% от установленной мощности). Это значительно ухудшало экс-
плуатационные показатели дробилки. Кроме того, двигатель повы-
шенной мощности все же не обеспечивал пуска щековой, дробилки,
если камера дробления загружена материалом, т. е. находилась под
завалом. Случайная остановка дробилки с загруженной камерой
дробления вызывала длительные простои дробилки, так как перед
пуском камеру дробления приходилось очищать от материала.
Пуск дробилки под завалом обеспечивает вспомогательный при-
вод (рис. 11), представляющий собой довольно простое устройство,
включающее вспомогательный электродвигатель малой мощности 1.
Последний соединен клиноременной передачей с ведущим валом
26
зубчатого редуктора 2. На ведомом
валу редуктора установлена обгон-
ная муфта 3, соединенная со шки-
вом главного электродвигателя 4.
Шкив главного двигателя связан
клиноременной передачей со шки-
вом-маховиком дробилки 5. Общее
передаточное отношение вспомога-
тельного привода (клиноременной
передачи и редуктора) около 100,
мощность электродвигателя (в зави-
симости от типа дробилки) 7—14 кВт.
Вспомогательным приводом меха-
низм дробилки «трогается с места».
В этот момент включается главный
электродвигатель. Когда частота вра-
щения вала главного электродвига-
теля превысит частоту вращения
ведомого вала редуктора, вспомо-
гательный привод автоматически
отключается.
На рис. 12 показан разрез щеко-
вой дробилки со сложным движением
подвижной щеки. Станина дробилки
сварная, ее боковые стенки выполнены
Рис. 11. Схема вспомогательного
привода для щековых дробилок
из стального листа и соеди-
нены между собой передней стенкой коробчатого сечения 1 и задней
балкой 4, являющейся также корпусом регулировочного устройства.
Рис. 12. Щековая дробилка со сложным движением щеки
27
Над приемным отверстием укреплен защитный кожух 2, предотвра- ;
щающий вылет кусков породы из камеры дробления.
Подвижная щека 9 представляет собой стальную отливку, кото- t
рая располагается на эксцентричной части приводного вада 3. *
В ее нижней части имеется паз, куда вставляется сухарь для упора ;
распорной плиты 8. Другим концом распорная плита упирается
в сухарь регулировочного устройства 5 с клиновым механизмом. ;
Замыкающее устройство состоит из тяги 7 и цилиндрической пру- ’
жины 6. Натяжение пружины регулируется гайкой. При ходе сжа-
тия пружина сжимается и, стремясь разжаться, способствует воз- з
врату щеки и обеспечивает постоянное плотное замыкание звеньев 1
шарнирно-рычажного механизма — подвижной щеки, распорной ’
плиты, регулировочного устройства. 1
В нижней части подвижной щеки имеется косой выступ, на ко-
торый устанавливают подвижную дробящую плиту 10. Сверху плита
притягивается клиньями и болтами с потайными головками. От по-
перечного смещения дробящая плита удерживается приливом (вы-
ступом) на подвижной щеке, входящим в паз плиты. $
Неподвижная дробящая плита 11 опирается внизу на выступу
передней стенки станины, а с боковых сторон зажимается боковыми
футеровками, выполненными в виде клиньев. Верхние части боко-
вых футеровок крепятся к стенкам станины при помощи болтов !
с потайными головками.
В процессе эксплуатации дробящие плиты щековых дробилок •
со сложным движением подвижной щеки обычно быстро изнаши- ’Ч
ваются. Наиболее интенсивно изнашивается нижняя часть непод-
вижной плиты, поэтому конструкция плит выполняется, как пра- '
вило, симметричной, т. е. предусматривают возможность перевер- \
тывания их (изношенной частью вверх), что удваивает срок службы
плит. До последнего времени предохранительным устройством на ;
таких дробилках служила распорная плита, которая ломалась i
при возникновении нагрузок, превышающих допустимые (например, J
при попадании в камеру дробления недробимых предметов). J
Разрабатываются предохранительные устройства, при которых ос- '
новные звенья кинематической цепи не будут разрушаться при пре-ч
вышении нагрузок. Такие устройства могут быть пружинными, £
фрикционными, гидравлическими. |
На рис. 13 показаны варианты пружинных предохранительных ;
устройств, совмещенных с распорной плитой. Жесткость пружин )
должна обеспечить работу дробилки при обычных нагрузках. . ]
При попадании в камеру дробления недробимых предметов пру- s:
жины сжимаются на величину, необходимую для проворачивания /
эксцентрикового вала при остановившейся подвижной щеке. ,
Наиболее надежно работают предохранительные устройства, ос-1
нованные на механических зацеплениях, рассчитанных на предель-)
ный крутящий момент. Примеры подобных предохранителей пока- jj
заны на рис. 14, а, б. 1
Шкив-маховик свободно насажен на вал (рис. 14, а), на выступе:’
шкива шарнирно закреплена планка 1, прижатая к выступу пружи-|
28 ' Я
ной 2. Свободный конец планки упирается в край канавки, находя-
щейся на втулке 3, жестко связанной с валом. При внезапной;оста-
новке подвижной щеки планка, преодолевая сопротивление пру-
жины, выходит из канавки и проскальзывает по втулке, обеспечивая
свободное вращение шкива-маховика на валу.
В предохранительном устройстве, показанном на рис. 14, б,
сцепление приводного шкива с эксцентриковым валом осуществляется
коническими штифтами 5, удерживаемыми в нужном положении под-
пружиненными фиксаторами 6. При возникновении крутящего мо-
мента, превышающего расчетный, конические концы штифтов выхо-
Рис. 14. Схемы предохранительных устройств, отключающих
шкив-маховик
29
аг \г м а»* г г а. г; &» оу
.>а.хсшаас ачавр а да .и?,^ о3взж
.,р л да гарх огаг’мо»* ан хе ел u ^а,
„..» огагмо»* ааохешаас ачвр a да ^X .^v0^ ue' ’
. лхсшис ачавр а да ,j^j,\ огагмо»* ^хсжх) ’ е?еЭ
. v» л да -.^ огаг ма»* шмсшк ачавр s. да -.эт^зх огЯ^^ор 4 fja?»'
,. даагма»* и а. хешам ачавр л да д^з,\ огаг-м о»* анхешаас vcj3'- onV^
„лещам wp а ъь. г^зх огагмо»* анхешаас ачвр а да ;V\ стигх^„ \V?°* «ое*
... а да г^зх огагмо»* мхеади ачавр а аз? х$з,х огагмо»* аихешаас Ачцрс&о е^о
_жмо»* ааахешАМ ачавр а аза ,у^д огагмо»* аихешеас ачавр л да г^зх огагма»с^е о^о
,^шаас wp а да х$з,х огагмо»* анхешаас vxp а да .«JJX огагмо»* анхешаас ачавр а та#0^1
.1 да г^зх огагмо»* ап хе шах ачавр .» да -.эт^зх огагмо»* анхешаас ачавр л ’»* г^зх огхЧда aa»V «в^0 а \
.«•хда авА.хешаас v\\.\va л да ,з^з\ огагмо»* анхешаас ачавр а га^зх огагмо»' аихешаас ачавр л
._шаас ачавр а да ,з^з\ огагмо»* анхешаас ачавр а ч»к ^?Х огхмо»* АИхешах амавр а да огагмо»* »H^ Жд \
. *за х$чХ огагмо*»* ап хе шах ачвр а да ОШ огагмо»* анхешах ачавр а да г^зх огагмо»* анхешах ачавр л. да' 'М° дЭ *о? <>• \
.«.о»* ааохешаас а*авр л да г^зх огагмо»* анхешаас ачавр л да л$з,\ огагмо»* анхешаас ачавр » да гт^зх огагмо»* ^хе \
_ллк ачавр л аз а -,л^з,\ огагмо»* АИхешах а*авр а да г^з.х огагмо»* анхешах адар л да гх>зх огагмо»* а^хеши ачавр л Ш'^з\\ла^ \
л» -.^ц огагмо»* ап хешах ачавр а да огагмо»* ан хе шах ачавр а да х^>зх огагмо* а1^. хе шах ама^в a <sit‘ ,з^з\ огагмз* А^хешаа?а \
-А* ааа.хсшаАс ачас.^а а да г^з.\ огагмз* А1^ хе шах vav.pa а да г^зх огагма* Афхешаас ачаа.^в а да; ,з^з,\ е’лчда а1^. хе шах а'-аа.р* * ^з-\ о'*’, «рТ' \
ААх.ра а да ,з-^з.\ стигма* АНхешаас а^в а да .з^зх стигма* АЦахешаас ача.^в а да >ф.\ стзагмо* з^хсшаас vwp. а да .п$зх стигма* анхешах ао^ vw д
€ха' ап. хе шах awc-p. а да .з^з,\ огагмо* ан хе шах ааа.ра а аза .з^з.\ огагмо* а^ хе шах ак-р. а аза' л?д ст, аг м о* а^ хе шах ачас.ара а да -.змрзл стигл5^ cft. \
а.%ъ л да даз,\ стигма* Ат^хееюах ачаа.ра а да и$з.\ стигма* а^хсшаас vav.^a а да -.и^ стигма* А^хсда ачк.уа а да ,йрз\ стигма* ан хешах ач'-^3^ c$v д0*. \
.о* ап хе шах ачаа.^а а да и$з,\ стигма* Аихешах ачаа.р- а тзА ,з^з.\ стигма* а^ хе шах ааа.^х л да ои£ма* А^хешах а'к.уа а да х$зх огагмоЛ^® \
a aja з-^з.х стигма* А^хешах ачаа.^в а да ,з^з,\ огагмо* а^ хе шах ача.ра а да’ -.зэрз,\ огагмо* ат^хешах ачас.уа а да за$з,\ стигма* ан хе шах v^p. sJP- £«оА°
\ аи хе шах ачер- л •Д’РД огагмо* а^хсшпс ачаа.ра а да х$з.\ стигма* а^ хе шах ачаци л да гтрз.\ огагмо* ан хе шах а*еуа а аз? з^з,\ огагмо* *
да з^з,\ огагмо* АИхешах амк.р. а аза л$з,\ огагмо* АТ|а.хешах а^х л да’ -.л^зх огагмо* а^ хе шах ачаер. а да .jasjj,\ огагмо* хе шах vav-va л да01* -дв*
И хе шах a<w4X а да огагмо* ат^хешах ачаа^х а да' хрз,\ огагмо* а1^ хе шах ача^х а да* -.зт^зл огагмо* ан хе шах vn^x a w? з^зх огагмо* ан с<>с
•Л^,\ огагмо* аи хе шах ачцх а да х$з.\ огагмо* а^ хе шах ачаа.^х а да -.зхрзх огагмо* ан хешах ачавра л да и$з.\ огагмо* ан хе шах а«с.|х а да .Sft*’
аешаас аав^х а аза .з^з\ огагмо* аа$. хе шаге адал а да х$з.\ огагмо* ат^хешаас ачаа.^х л да' зарз,\ огагмо* анхешааа ачаа^х а да ,rej\\ стигма* ан хе
рз.\ огагмо* а^ хе шах ачавра а да х$з,\ огагмо* А^хешах ан%х а да ,лрзх огагмо* ан хе шах ачавр- а аз? -лрз.\ огагмо* ан хе шах ачвр л да з^з,р°0 « bA’vC°^ba°
шас ачавр а аза х$з.\ огагмо* А^хешах ачавр а да- ,за$з.\ огагмо»' ан хешах ачавр а аз? ззрз.\ огагмо* ан хе шах ачавр а аз? л?з.\ огагмо* А^хеша^см^ро^е
огагмо* а^в-хсшаАс ачавр а аз? ,з^з.\ огагмо* АНхешааа ачавр а аз? ,з^з.\ огагмо)" АНхешаАс ачавр а аз?. .зтрз\ огагмо* а^хешаас ачавр а азГ о * > гс£^
к ачавр а да х$з\ огагмо* а^ хе шах ачавр а аз? ,з^з.\ ог.агмо* ан хе шах ачавр а аз? ^з,\ ог.агма* ан хе шах ачавр а да- ,з^з,\ огагмо»' А^хешах „-л о° * е.за*>'
аг ма* А'фхешах ачавр а да-ззрзл огагмо)" а^. хе шах ачавр а аз? ,з^з.\ огагмо* анхе шах ачавр а аз? ,л$з.\ огагмо»' аз^хешах ачавр л аз? ,з^з.\ огаг\в«^ ottfj
чавр а аз? ,3asj3,\ огагмо»' ат^хешах аир а да’ ,з^з,\ огагмо* ан хе шах ачавр а аз? .ярзл огагмо»' а^ хе шах ачавр а азГ ,ярз\ огагмо»* а1^ хешах ачавр0^ « в °Х<о*
4.0»' а^ хе шах ачавр а да Лрд огагмо»* анхе шах ачавр а аз? .прз.\ огагмо»' ан хешах ачавр а да- хрз.х огагмо* а^ хе шах а*авр а да' л$з.\ огагмэ^^и^
о а да-гарзх огагмо»* анхетх ачавр а Аз? ирз.\ огагмо»* ан хе шах ачавр а да хрз\ огагмо»' а^ хе шах а*авр а азА ^з.\ огагмо»* аа^. хешах ачавр р3° ^р-
* ан. хе шага ачавр а аз? огагмо»* анхсшаас ачавр а аз? г^з.\ огагмо»* а^хешах ачавр а да- ,з^з.\ огагмо»* а^хешах ачавр а да гарз.\ огагмо»* B^^to3Ae'
. аз? .зарз.\ огагмо»' ан хе шага ачавр а аз? хрз.\ огагмо»' ан хе елаааа ачавр а да ^з,\ огагмо* а^хешаас ачавр а аз? .ярз.\ огагмо»* ат^хешаас ачавр л A.oiXb7pi --
аа^хешах ачавр а аз? -.«$3$. огаг'мо* ан хе шах »*авр а аз? хрзр огагмо»' аа^хешах анр а да огагмо»* ат^, хе шах ачавр а аз? ,зарз.\ огагмо* а^еЯ®да
огагмо»* анхе шах ачавр л аз? огагмо»* а*^. хе шах ачвр а азР jaqjx огагмо»* а^ хе шах ачавр л Аз? х$з.\ огагмо»* а*^. хе шах ачавр А да
хешах ачавр а да хрз.\ огагмо»* ан хе шах ачавр а азР огагмо»* А^хешах ачавр а аз? а^з.\ огагмо»* ат|у хе шах ачвр а аз? -.зхрзх огагмо»* анхе^
'зрз.\ огагмо»* ан хе шах ачавр а аз? .з^з.\ огагмо»* а^хешаас ачвр л да нрз.\ огагмо»* а^. хе шах ачвр л аз? хрз,\ огагмо»* а^хешах ачвр л аза -.лрп®- 2ара*3'е
шах ачавр а аз? ,з^з,\ огагмо»* анхе шах ачвр а азР .з»$з.\ стигма»* а^хешах ачвр а аз? хрз,\ огагмо»* а^хешах ачвр а да хрз,\ огагмо»* аихсш«- ^ев3^С
\ огагмо»* ан хе шах ачавр а аз? хрз.\ огагмо»* а*^ хешах ачавр а аз? ,зарз.\ огагмо»* а^оаешах а*»вр а да’ -.зтрз.\ огагмо»* ан хе шах ачавр а аза ирз.\ оа^
ас ачвр а аз? .зарз,\ огагмо»* а*^. хе шах ачавр а азР хрз,\ огагмо»* а1^. хе шах ачвр а аз? хрзр огагмо»* А^хешах аир а да' ,з»да огагмо»* АИэаешах ^pva'
гагмо»* ат^хешаас ачавр а азР -.зхрз^ огагмо»* аа^иаешах ачвр а АзР .зарзр огагмо»* а^хешаас ачвр а аза .з»$з.\ огагмо»* анхе шах ачавр а да -№рз.\ огаа^даой
ачавр а да хрз.\ огагмо»* а1^. хе шах ачвр а аз? ирз\ огагмо»* а^хешах ачвр а да’ j»j3.\ огагмо»* ан хе шах ачавр а аза ,з^з,\ огагмо»* а^хешаас ачвз^
мо»* А'фхешаас ачвр а азР .зарз,\ огагмо»* ат^, хешах ачер л да х$з,\ огагмо»* А^ахешах ачвр а да -.зарз,\ огагмо»* ан хе шах ачавр а аза ,3asj3,\ огагм
р а АзР ,зарз.\ огагмо»* а^ хе шах ачавр а аз? .з^з.\ огагмо»* а^оаешах аавр а да’ огагмо»* ан асе шах ачавр а аза (з^з,\ огагмо»* А^хешаас ачвр
а»* хе шах ачавр а да‘ ,з^з.\ огагм о»* а*^ хе шах аавр а да' .зар\ огагмо»* »и хе шах а*авр а аза .у^з,\ огагмо»* АТ|р\сшах ачавр а да .з-^з.х огагмо»*
л да н$з.\ огагмо»* А'фхсшах ачвр а да х$з.\ огагмо»* ан хе шах ечвр а да ,з^з,\ огагмо»* ан хе шах ачвр а аза л$з\ огагмо»* ан хе шах ачвр а
а^ хе шах ачавр а аз? .з^з.\ огагмо»* А^хешах ачавр а аза огагмо»* АИхешах ачавр а аза хрз,\ огагмо»* аихешаас ачавр а аза огагмо»* ”
з? ,л$з,\ огагмо»* а^осешах ачавр а да ,з^з,\ огагмо»* анхе шага ачвр а аза ,^з,\ огагмо»* АН»аешах ачавр а аза -.гхрзх огагмо»* ап хешах *«••
пае шах ачавр а да ида огагмо»* А^хешаас ачвр а аза и$з,\ огагмо»* ан хешах ачавр а да огагмо»* АИхешах аавр а аз'а
Л£3,\ огагмо»* ’И хе шах ачавр а да огагмо»* ан хешам ачавр а да огагмо»* а^хешаас ачавр а аза огагмо»* v'
.шлас ачавр а аз? х$з,\ огагмо»* анхешаас ачавр а аза ,з^з\ огагмо»* анхешаас ачавр а аза г^з.\ огагмо»* анхешаас а*а>""
\ огагмо»* анхешаас ачавр а аз? х^з.\ огагмо»* анхешаас ачавр .а аза л$з,\ огагмо»* анхешаас ачавр а да дда.х*
гас ачавр а да' .з^з.\ огагмо»* анхешаас ачавр аза х$з\ огагмо»* анхешаас ачавр а да ^з,\ огагмо»* ж
агагмо»* анхешаас ачавр л аза х$з,\ огагмо»* анхешаас ачавр а аза .3»j3,\ огагмо»* анхешаас cab**”
ААвр л аза х*?з.\ огагмо»* анхешаас ачавр а аза -.эт^зд. огагмо»* анхешаас ачавр а да х$з.а г-
?мо»* анхешаас ачавр а аза и$з,\ огагмо»* анхешаас ачавр а аза xqs.\ огагмо»* аго '•
р а аза ,з^з.\ огагмо»* анхешаас с*авр а аз а х$э,\ огагмо»* анхешаас ачсада '
о»* анхешаас ачавр а да ,з^з,\ огагмо»* анхешаас ачавр а аза г^з.\ о'-'
а аза г^з\ огагмо»* анхешаас ачавр а аза х$з,\ огагмо»* ап о*-'
анхешаас ачавр а аз? г^зх огагмо»* анхешаас ачавр 1
аза yssjs.X огагмо»* анхешаас ачавр л да .зз^зх o'v"'
ххешаас вчавр а аза х$з.Х огагмо»* Жж'
г^зх огагмо»* анхешаас ачавр а -
сшаас ачавр а аза .з^зх огат' "'
азх огагмо»* анхе?’"
ал ас ачавр а *" •
огагм'
Рис. 15. Схемы гидравлических предохранительных устройств для щеко-
вых дробилок
дят (выжимаются) из гнезд на ступице 7 шкива-маховика и шкив-
маховик 4 свободно проворачивается на валу 8. Штифты удержи- ;
ваются в отжатом положении фиксаторами и после устранения при- 1
чин, вызвавших перегрузку, вручную возвращаются в рабочее поло-
жение. Основным недостатком таких устройств является необходи-
мость их наладки после срабатывания. Кроме того, приходится-ч
освобождать камеру дробления от недробимых предметов перед
последующим пуском дробилки в работу.
В щековых дробилках некоторых конструкций начали приме- '
няться гидравлические предохранительные устройства, защищающие
детали дробилки от поломок, а также пропускающие недробимые :
предметы и позволяющие перейти к нормальному режиму работы
автоматически, без остановки дробилки. \
На рис. 15, а показана схема гидравлического предохранитель- ,
но го устройства, в котором поршень / гидравлического цилиндра 2 ..
связан с ползуном 3 устоойства
Рис. 16. Механизм регулирования раз-
мера выходной щели
регулировки выходной щели по-
средством регулировочного ?
винта 4. Распорная плита дро- j
билки опирается на ползун. ;
При попадании недробимых (
предметов давление в цилиндре ;
возрастает, жидкость через пре- 1
дохранительный клапан выте-1
кает из цилиндра и ползун и <i
поршень перемещаются вправо
за каждый оборот вала на вё-
личину хода щеки и так до тех,
пор, пока усилия по распор-
ной плите не достигнут вели-
4
30
ЧИН, требуемых Для Дробления. Привод дробилки при этом продол-
жает работать. После прохождения недробимого предмета в ци-
линдр нагнетается определенный объем жидкости и ползун воз-
вращается в первоначальное положение.
• На рис. 15, б показана схема предохранительного устройства,
в котором используется гидропневматический аккумулятор. При пе-
регрузке жидкость перетекает из цилиндра в аккумулятор через
отверстие с относительно большим сечением, что обеспечивает бы-
строе срабатывание устройства. Обратно в цилиндр масло проходит
через канал с уменьшенным проходным сечением, постепенно вос-
станавливая первоначальное положение.
На рис. 16 показан разрез клинового механизма, применяемого
обычно на щековых дробилках для регулирования размера выходной
щели. Распорная плита дробилки упирается в сухарь ползуна 1.
Два клина 2 с гайками 3 могут перемещаться при помощи винта 4
с правой и левой нарезкой. На конце винта, выходящем из корпуса
дробилки, крепится специальная рукоять с храповым устройством.
При перекидывании собачки храповика винт можно вращать, в ту
или другую сторону. При этом клинья будут сходиться, перемещая
ползун вперед и тем самым уменьшая ширину выходной щели, или
расходиться, при этом ползун под действием силы оттяжной пру-
жины будет отходить назад, а выходная щрль увеличиваться.
Дробящие плиты — это сменные быстроизнашивающиеся детали.
Они являются основными рабочими органами щековых дробилок.
Конструкция плит, износостойкость материала, из которого они
изготовлены, оказывают большое влияние на технико-экономические
показатели процесса дробления.
Расход металла на дробящие плиты достаточно велик и состав-
ляет около одной трети всех расходов на дробление.
В большинстве случаев дробящие плиты щековых дробилок изго-
товляют из высокомарганцовистой стали. Это объясняется высокой
износостойкостью этой стали, а также ее способностью к упрочению
в холодном состоянии в результате наклепа.
В СССР для дробящих плит используют сталь 110Г13Л по ГОСТ
2176—67. Конструкция дробящих плит влияет на производитель-
ность дробилки, удельный расход энергии, зерновой состав и форму
зерен готового продукта, т. е. на основные показатели работы щеко-
вой дробилки.
Конструкция дробящей плиты определяется ее продольным и по-
перечным профилями (рис. 17). Рабочую часть плиты делают рифле-
ной и в редких случаях для первичного (грубого) дробления —
гладкой. Поперечный профиль плиты характеризуется размерами
и конфигурацией рифлений. От продольного профиля дробящих
плит зависят угол захвата, наличие криволинейной или параллель-
ной зоны и другие параметры камеры дробления, влияющие на усло-
вия процесса дробления.
По ГОСТ 13757—68 дробилки в зависимости от области примене-
ния должны комплектоваться дробящими плитами различной кон-
фигурации и размером рифлений (рис. 18).
31
Рис. 17. Дробящая плита
Рифления трапецеидальной формы (тип /) применяются для пред-
варительного дробления в дробилках с шириной приемного отвер-
стия 250 и 400 мм. Рифления треугольной формы (тип II) исполь-
зуют для предварительного дробления в дробилках с шириной прием-
ного отверстия 600 мм и более и для окончательного дробления в дро- '
билках с шириной приемного отверстия 250, 400 и 600 мм.
Шаг t и высоту h рифлений для обоих профилей в зависимости :
от размера выходной щели b рекомендуется определять по выраже- -)
нию t = 2/i = b. 1
Величины а и b при трапецеидальных рифлениях для дробилок |
размером 250x400 и 250x900 составляют соответственно 45 и 15 мм,-|
для дробилок 400x600 и 400x900 — 60 и 20 мм. 1
Радиусы закруглений гг и г2 Для крупных щековых дробилок!
(от 900 X 1200 мм и более) равны 10 и 15 мм, для дробилок меньших |
размеров примерно 5 и 10 мм. 1
Рис. 1 Й. Параметры рифлений дробящих плит . д
32
Основные параметры щековых дробилок
о СП X о о с£> 510 о 001 ±25 55,0 75 20,0 г- о 1 2,5
сч СЧ
S д си О О X о о О со 09 os+ os— 25,0 ! 55 I 12,0 2,2 2,2 1, 2.6
3 S <и 5 X V £ S о о <£> X о о 340 09 094- ое— 15,0 30 7,0 00 1 1,6
S 2 К Pt 2 3 S * • о ч о <х> X to CS 2 ГО ю 40 ±50 14,0 40 8,0 е‘з I
го отверст» о о о о X о ю сч 210 1Л О ±50 О Г- 3,0 • СО 1 -1,5
о д S 0> S Си R 3 X со 140 ю 30 ±50 2,8 о 1Л <о <о
о 2 . я а, S д 1500Х X 2100 1300 20 180 ±25 550,0 250 240,0 7,5 7,0 0*9 |
си н 2 <и S я й> % 1200Х Х1500 0001 20 150 ±25 280,0 1 091 140,0 6,4 6,8 0‘S I
S СЙ 2 2 о 04 X о о 700 20 130 ±25 160,0 100 70,0 5,0 ' 6,0 0^ I
Ц и о о <7> X о о 510 СП 100 ±25 50,0 75 27,0 3,9 2,5 1 3,0
Параметр Наибольшая крупность ис- ходного материала, мм . . Угол захвата, градусы (не более) Номинальная выходная щель *, мм Минимальный диапазон из- менения выходной щели, %, ' не менее Производительность при но- минальной щели, м3/ч . . Мощность электродвигателя, кВт (не более) . । Масса дробилки без электро- двигателя, т (не более) Габаритные размеры, м (не более): длина ширина высота
Заказ 1376
Номинальная щель — наиболее часто применяемое значение щели для данного типоразмера.
3
33
Рис. 19. Расчетная схема щековой
дробилки
Основные параметры щековых
дробилок, выпускаемых отечествен-
ными машиностроительными заво-
дами, приводятся в табл. 3.
§ 3. РАСЧЕТ ОСНОВНЫХ ПАРАМЕТРОВ
Исходными данными для расчета ще-
ковых дробилок являются заданный
типоразмер дробилки, максимальная
крупность кусков в исходном мате-
риале Пп1ах, требуемая максимальная
крупность готового продукта dmax,
прочность материала и производи-
тельность Q.
Ширина загрузочного отверстия В
должна обеспечить свободный прием
кусков максимальной крупности.
Поэтому должно быть соблюдено
условие
о______^rriax
Для дробилок, работающих в авто-
матических линиях без наблюдения
оператора, ширина загрузочного
размер кусков загружаемых мате-
(25)
отверстия и максимальный
риалов должны отвечать условию
п __ ^шах
(26)
При использовании стандартных дробящих плит ширина выход-
ной щели b связана с максимальной крупностью кусков в готовом
продукте зависимостью
<Ux=l>26. - (27)
Для построения профиля камеры дробления кроме значений Bub
необходимо определить угол захвата, т. е. угол между неподвижной
и подвижной щеками (рис. 19). Угол захвата должен быть таким,
чтобы материал, находящийся между щеками, при нажатии разру-
шался, а не выталкивался вверх.
На кусок, зажатый между щеками, действуют усилия Р и равно-
действующая этих усилий R, причем
fl=2Psin-2-.
(28)
Силы трения, вызванные сжимающими усилиями,' равны fP и
действуют на кусок материала против направления его относитель-
ной скорости, поэтому при выталкивании куска вверх они будут
34
f направлены вниз, как показано на рис. 19. Массой куска в сотни и
t тысячи раз меньшей раздавливающих усилий можно пренебречь,
t Кусок материала при сжатии не будет выталкиваться вверх, если
I' удерживающие силы г, вызываемые силами трения и равные
: F = /Pcos-^-, (29)
' будут больше или равны выталкивающей силе R, т. е. для нормаль-
' ной работы дробилки должно соблюдаться условие
2fP cos R-, " t (30)
I 2/Р cos2Р sin; f cos sin
। или
(31)
I Введя вместо коэффициента трения f равную ему величину tg <р,
f где <р — угол трения, получим
к
1 ’tgcp^tg-l- (32)
или
2ф а. (33)
) . Если а > 2ф, то кусок будет выжат вверх и раздавлен не будет.
[ Таким образом, из анализа формулы следует, что дробление воз-
j можно, когда угол захвата равен или меньше двойного угла трения
" а -.5 2ф.
; Исследования показали, что угол 18—19° обеспечивает работу
крупных щековых дробилок в самых тяжелых условиях, как на-
пример, при дроблении прочных материалов окатанной формы
(валунов, гальки). Увеличение угла захвата может привести к сни-
жению производительности, уменьшение угла захвата вызывает
неоправданное увеличение габаритных размеров, а значит и массы
дробилки.
S Ход подвижной щеки, т. е. величина хода сжатия материала в ка-
мере дробления — важнейший конструктивный параметр щековой
дробилки, от которого зависят ее основные технико-эксплуатацион-
ные' показатели.
Чтобы кусок материала разрушился при сжатии его между дро-
бящими плитами, ход щеки S должен быть не меньше необходимой
величины сжатия до разрушения
S > eD, (34)
где е = — относительное сжатие;
Е ~
стсж — напряжение сжатия;
Е — модуль упругости;
D — размер куска.
3*
3S
Однако вследствие того, что дробимые куски имеют, неопределен-
ную форму и контактируют с дробящими плитами не плоскостями,
а точками, то практически для их разрушения нужен значительно
больший ход щеки.
Оптимальные значения ходов сжатия в мм для щековых дробилок
с различной кинематикой определены экспериментально и равны:
для дробилок со сложным движением
8В = (0,0^ч-0,03) В, 8Н = 7 + 0,106; (35)
для дробилок с простым движением
8В = (0,014-0,03) В, 8Н = 8 + 0,266, (36)
где В и 6 — размеры приемного отверстия и выходной щели в мм;
8В — ход сжатия в верхней точке камеры дробления;
8Н — ход сжатия в нижней точке.
Напомним, что за ход сжатия принимается величина проекции
траектории движения данной точки подвижной щеки на перпенди-
куляр к неподвижной щеке.
Для определения оптимального числа оборотов эксцентрикового
вала (или, что то же, числа качаний подвижной щеки) рассмотрим
движение материала в нижней части камеры дробления при работе
щековой дробилки (рис. 20).
Пусть ширина выходной щели 6 равна е + 8Н, где е — расстоя-
ние между дробящими плитами в момент их максимального сближе-
ния; SH — ход подвижной щеки в нижней точке камеры дробления.
Предположим, что кусок дробимого материала, диаметр кото-
рого е + SH при максимальном сближении плит вступил в контакт
с ними в месте, соответствующем своему размеру, т. е. на расстоя-
нии h от выходной щели. За время отхода подвижной щеки от не-
Рис. 20. Схема раз-
грузки щековой дро-
билки
подвижной кусок под действием силы тяжести
должен успеть опуститься на величину h и
выйти из камеры дробления, т. е. число обо-
ротов эксцентрикового вала должно быть
таким, чтобы время t отхода подвижной щеки
из крайнего левого положения в крайнее пра-
вое было равно времени, необходимому для
прохождения свободно падающим телом пути h.
Если число оборотов вала дробилки будет
больше необходимого, то кусок материала не
успеет выпасть из дробилки и вторично всту-
пит в контакт с дробящими плитами в ка-
ком-то промежуточном положении. Если же
число оборотов будет меньше необходимого,
то уменьшится количество выпадаемых кусков
в единицу времени и стало быть — уменьшится
производительность дробилци.
Следовательно, для скорости движения под-
вижной щеки или для частоты вращения эксцен-
трикового вала щековой дробилки суще-
36
ствует определенный оптимум. При изменении скорости как в сто-
рону увеличения, так и в сторону уменьшения технико-эксплуата-
ционные показатели дробилки ухудшаются.
Если эксцентриковый вал совершает п оборотов в секунду,
а время отхода щеки равно времени половины оборота, то
£
Из рис. 20 следует, что h = н , где а — угол захвата. В то же
г Ща
время, по закону свободного падения, путь h, пройденный телом
за время t, может быть определен из формулы h = ^-gt2, где g—.
ускорение свободного падения.
„ 1 gt2 S„ ,
Приравняв значения h, получим ~~ = , откуда t ~
= j/" и окончательно число оборотов вала в, секунду
gtg«
2SH
(37)
Данная формула, выведенная из условий свободного падения
куска материала, известна как формула проф. Л. Б. Левенсона.
В формуле не учтены некоторые факторы, сопутствующие процессу
дробления, а также конструктивные особенности механизма машины.
Так, например, не учтены силы трения кусков материала один
о другой и о дробящие плиты, возникающие при опускании кусков.
Поэтому, практически, в подсчитанное по формуле значение числа
оборотов вала вводят некоторые поправки.
ВНИИСтройдормаш предложил следующие эмпирические зави-
симости для расчета числа оборотов вала щековых дробилок в се-
кунду со сложным и простым движением подвижной щеки. В этих
формулах учтены силы трения материала о дробящие плиты:
для дробилок с шириной приемного отверстия 600 мм и менее
п = 17b-0’3;
для дробилок с шириной приемного отверстия 900 мм и более
п = 136- °-3,
где b — ширина выходной щели, мм.
Производительность щековых дробилок. При выводе формулы
производительности чаще всего принимается методика, предложен-
ная проф. Л. Б. Левенсоном, по которой разгрузка материала из вы-
ходной щели дробилки происходит только при отходе подвижной
Щеки и при этом за один оборот вала из дробилки выпадает некото-
рый объем материала V м3, заключенный в призме высотой h (на
рис. 20 заштрихованный участок).
37
Тогда при п оборотах вала в секунду производительность дро-
билки в м3/с
Q = pVn, (38)
где р. — коэффициент, учитывающий разрыхление материала
в объеме призмы, и равный по опытным данным 0,4—0,45.
Объем призмы V м3 определяется ее параметрами (рис. 20):
высотой h, верхним основанием трапеции, равным е + SH = b,
нижним основанием, равным е и длиной L, равной длине камеры
дробления.
Площадь трапеции
F = -^-h- (39)
высота
'А=т|т; <«)
объем (м3)
V=FL= ^ll’L . (41)
Подставив объем призмы, вычисленный по формуле (41), в выра-
жение (38), получим окончательно производительность щековых
дробилок (м3/с)
г)_ iinSHL (е 4- Ь) ,.
2tga *
Подсчитанная по данной формуле производительность в боль-
шинстве случаев значительно отличается от фактической, так как
исходные предпосылки не достаточно полно отражают характер
процесса в камере дробления щековой дробилки.
Б. В. Клушанцев предложил определять производительность
щековых дробилок (м3/с) по формуле, в которой по сравнению с вы-
ражением (42) дополнительно учитываются некоторые параметры,
оказывающие влияние на производительность,
_ CScpL6/i(B 4- Ь)
' 2£>св tg а
где С — коэффициент кинематики, равный для дробилок с простым
движением 0,84, со сложным движением 1;
о ___ 8Н 4“ SB
°ср — 2
— средний (эквивалентный) ход щеки, равный полусумме величин
ходов сжатия вверху SB и внизу SH камеры дробления, м; L — длина
приемного отверстия, м; b — ширина выходной щели, м; п — число
оборотов вала дробилки в секунду; В — ширина приемного отвер-
38
стия, м; DCB — средневзвешенный размер куской в исходном мате-
риале, в м; ct — угол захвата, град.
Для дробилок с шириной приемного отверстия 600 мм и менее
величина £>св принимается равной ширине приемного отверстия В,
для дробилок с шириной приемного отверстия 900 мм и более, рабо-
тающих на «рядовой» горной массе, DCB равна от 0,3 до 0,4В.
Пример 1. Определить производительность щековой дробилки
со сложным движением щеки с размером загрузочного отверстия
250X400 мм.
Конструктивные параметры дробилки: В = 0,25 м; L = 0,40 м;
а = 15°; п = 5 об/с; SB = 0,0135 м, SH = 0,0105 м; b = 0,04 м,
С = 1 '
s = 3В + 5Н = 0,0135 + 0,0105 = 0 0 1 2 м>
Тогда
Q = °-012 х од° * Р^^.^.25 + °-0Л = 0,0020 м3/с или 7,2 м8/ч.
Z X U,Zu X v,Z/
Фактическая производительность дробилки размером 250 X
Х400 мм при выходной щели 40 мм составляет 7 м3/ч.
Пример 2. Определить производительность щековой дробилки
с простым движением щеки с размером загрузочного отверстия
1200x1500 мм.
Исходные данные: В = 1,2 м; L = 1,5 м; а = 20°, п = 2,5 об/с;
SH = 0,047 м; Sn = 0,018 м; b = 0,15 м, С = 0,84; DCB = 0,30В =
= 0,36 м
о ___ 0,047 + 0,018 г, лоое
Scp = ——= 0,0325 м.
Тогда
п __ 0,84 X 0,0325 х 1,5 X 0,15 х 2,5(1,2 + 0,15) _
Ч— 2 х 0,36 х 0,364 “
= 0,08 м3/с или 288 м3/ч,
что близко к производительности, указанной в ГОСТе для этой дро-
билки (280 м3/ч). Таким образом расчет производительности по фор-
муле (43) дает достаточно точные результаты.
Мощность электродвигателя. Рекомендуемые для расчета мощно-
сти двигателя щековой дробилки формулы можно, разделить на три
группы.
Первая группа объединяет эмпирические формулы, предложен-
ные на основе обработки статистических данных по замену расхода
энергии при работе щековых дробилок в промышленных условиях.
Характерными для этой группы являются формулы Бонвича, реко-
мендующего определять мощность двигателя в кВт в зависимости
от площади приемного отверстия дробилки и стадии дробления:
39
для дробилок крупного дробления
Bl .
200 ’
N =
для дробилок среднего дробления Я
N=( — — — • (45) Я
\ 100 150 ) ’ 1 Я
для дробилок мелкого дробления Д
(«) 1:
где В и I — ширина и длина приемного отверстия, см. Д :
Формулы (44)—(46) могут быть применены для определения грубо ЧИ-j
приближенных значений мощности. Ду
Ко второй группе формул относятся аналитические зависимости, Д'
включающие значения усилий дробления. К таким формулам отно- Д
сится, например, формула, предложенная проф. В. А. Олевским Д
2V == PSn., (47) Д
102г] ’ v* ' Д|
где Р — среднее равнодействующее усилие дробления в тс; Д
S — ход сжатия в месте приложения силы, м; Я
п — число оборотов вала в секунду; Я
т] — механический к. п. д. дробилки. Я.
По данным проф. В. А. Баумана среднее удельное усилие дробле- Я
ния на поверхность дробящей плиты при дроблении прочных пород Д
(осж 300 МН/м2) составляет 2,7 МН/м2. Использовав эти данные, Д
В. А. Олевский преобразовал выражение (47) в следующие зависимо- Д
сти: Д
для дробилок с простым движением щеки Д
N = 700mLHSn; (48) fl
для дробилок со сложным движением щеки чД
N = TXlLHrn, (49) fl
где N в кВт; <Д
т — конструктивный коэффициент, равный 0,56—0,60; -’Д
L — длина камеры дробления, м; Д
Н — высота неподвижной плиты, м; Д
S — ход сжатия в нижней зоне, м; Д
г — эксцентриситет вала, м; Д
п — число оборотов вала в секунду. 4Д '
Формулы (48) и (49) пригодны для ориентировочного определения Д,
энергии, расходуемой на дробление. Чтобы вычислить необходимую ~Д
установочную мощность электродвигателя, В. А. Олевский рекомен- Д >
40
Рис. 21. График изменения
удельной прочности куска в за-
висимости от его размеров
дует полученные по данным формулам
значения умножать на коэффициент
1,5, исходя из необходимости преодоле-
вать пиковые нагрузки в момент разгона
машины.
К третьей категории формул отно-
сятся зависимости, выведенные на основе
одного из рассмотренных основныхэнер-
гетических законов дробления.
Проф. Л. Б. Левенсон вывел фор-
мулу для определения установочной
мощности привода щековой дробилки,
основываясь на законе Кирпичева —
Кика. Эта формула долгое время приво-
дилась в учебной и специальной литературе. Впоследствии проф.
М. Я- Сапожников ввел некоторые уточнения и окончательно эта
формула приняла вид
АТ ^пр^расжп£« (г& Л \ ' /КП\
N=— *Рср—’ (5°)
где N в Вт;
Кпр — коэффициент пропорциональности, учитывающий удель-
ную прочность материала в зависимости от его размеров
(принимается по графику на рис. 21);
Кр — коэффициент, учитывающий использование полной длины
камеры дробления;
осж — предел прочности дробимого материала, Н/м2;
L — длина камеры дробления, м;
п — частота вращения эксцентрикового вала в секунду;
Е — модуль упругости, Н/м2;
т] — механический к. п. д. дробилки;
£>ср — средняя крупность кусков в исходном материале, прини-
маемая равной 0,5Z>max, м;
dcp — средняя крупность кусков готового продукта, м.
Установочная мощность электродвигателей, полученная по фор-
муле (50) для щековых дробилок, достаточно близка фактической.
Вместе с тем, установлено, что прочность материала осж не находится
в устойчивой корреляционной связи с такими основными парамет-
рами процесса дробления как производительность и расход энергии.
В некоторых случаях, например, при дроблении кварцита, отли-
чающегося высокой прочностью (псж более 400 Мн/м2), но очень хруп-
кого, удельный расход энергии оказался меньше, чем при дроблении
менее прочных гранитов (осж менее 300 Мн/м2). Поэтому формула (50),
в которую в качестве основного параметра входит прочность материала
о^сж- может отвечать фактическим данным только лишь в некоторых
частных случаях.
Наиболее полно особенности процесса дробления в щековых дро-
билках учтены в формуле (24), предложенной ВНИИСтройдормашем
(см. гл. I, § 5). Эта формула учитывает необходимые энергозатраты
41
при конкретных условиях дробления, а именно характеристику мате-
риала, подлежащего дроблению, и фактическую степень дробления.
Пример 3. Определить установочную мощность двигателя щековой
дробилки с простым движением щеки с размером загрузочного отвер-
стия 1200X1500 мм.
Исходные данные: В = 1,2 м, Ь = 0,15 м, Q = 0,08 м3/с, объем-
ная масса дробимого материала у = 1800 кг/м8, энергетический
показатель В; = 8 кВт ч/т; Осв = 0,3В = 0,36 м, dCB = 0,8b =
= 0,12 м, степень дробления i = = 3, коэффициент
масштабного фактора Кы для данной величины £>ср равен 0,85.
Согласно формуле (24)
^=0,13-8-0,85 0,08-1800= 155 кВт.
Фактически на дробилку данного типоразмера установлен электро-
двигатель мощностью 160 кВт.
§ 4. РАСЧЕТ НАГРУЗОК В ОСНОВНЫХ ЭЛЕМЕНТАХ
Чтобы вычислить усилия в деталях дробилки, необходимо опреде-
лить равнодействующую сил дробления Р, место ее приложения и да-
лее с помощью графического построения найти силы, действующие
на основные звенья и детали механизма дробилки. На величину силы
дробления влияет характер разрушения куска породы при его дроб-
лении: разрушение от напряжений сжатия, растяжения, изгиба,'
удара. При дроблении имеет место разрушение от всех видов напряже-
ния, но как показали эксперименты, основным видом разрушения
является разрушение от возникающих напряжений растяжения.
Объясняется это тем, что дробимый кусок зажимается между рёбрами
рифлений дробящих плит, а при таком характере_нагрузки по пло-
скости, соединяющей ребра неподвижной и подвижной дробящих
плит, в куске возникают растягивающие напряжения, вызывающие
его разрушения по этой плоскости.
Согласно теории упругости растягивающие напряжения по сече-
нию куска, сжимаемого между ребер, (Н/м2)
2Р
ст₽ — лЗ ’
(51)
где Р — сила сжатия, Н;
S — площадь разрыва, м2.
Принимая условно все дробящее пространство заполненным ку-
сками шарообразной формы, получаем суммарную нагрузку на дро-
бящую плиту (Н)
•Рдроб — % Здроб, (52)
где К. — коэффициент, учитывающий разрыхление и одновремен-
ность раздавливания в пределах одного качания щеки';
£дрОб — активная площадь дробящей плиты (участвующей в дроб-
лении), м8.
42
Эксперименты показали, что при дроблении гранита с пределом
прочности до 300 МН/ма и разрушающим растягивающим напряже-
нием 6—7 МН/м2 коэффициент К. составлял 0,3, а нагрузка на дробя-
щую плиту 2,7 МН/ма.
Так как в основном дробилки создают для пород с пределом проч-
ности не выше 300 МН/м2, то для их расчета можно принимать макси-
мальную нагрузку, равную 2,7 МН/м2.
Учитывая, что в дробилку могут попасть недробимые тела, рас-
четная нагрузка должна быть увеличена в 1,5 раза, т. е.
Ррасч = 1,5Рдроб = 1,5К 5дроб ~ 1,5 • 2,7$дроб) (53)
где Ррасч в МН.
Эксперименты подтвердили теоретические расчеты, из которых
следует, что нагрузка на дробящую., плиту распределяется равно-
мерно. Поэтому для определения усилий в элементах дробилки равно-
действующую нагрузку на дробящую плиту следует приниметь при-
ложенной к середине дробящей плиты по высоте.
На рис. 22 изображена схема для определения действующих уси-
лий на звенья щековой дробилки со сложным движением. С некото-
рым приближением принимаем, что равнодействующая усилий дроб-
ления Р, приложенная к середине дробящей плиты, направлена пер-
пендикулярно к биссектрисе угла захвата. Очевидно, что Р± — сила,
действующая на переднюю стенку станины, равна Р cos а/2. Продол-
жая линию действия равнодействующей до пересечения с линией
действия распорной плиты и соединив затем полученную точку с цен-
тром приводного вала, получим направления и значения сил, дей-
ствующих на основные звенья дробилки. Сила Р — усилие, воспри-
нимаемое эксцентриковым валом и подшипниками данного узла, сила
S — усилие, воспринимаемое распорной плитой и регулировочным
устройством.
Эксцентриковый вал щековой дробилки подвергается изгибу и
кручению. Можно принять, что нагрузка на вал распределяется сим-
метрично, а значит усилия, дей-
ствующие на подшипники, будут
одинаковы и равны Р/2. По
этим данным легко построить
эпюру изгибающих и крутящих
моментов, затем определить на-
пряжения изгиба сгшах в опасных
сечениях оП1ах = а также
спряжения кручения т =
= где ^изг — изгибаю"
Щий момент, /Икр — крутящий
момент, d — диаметр вала в
Данном сечении.
Рис. 22. Схема для определения усилий
в щековой дробилке
43
Рис. 23. Схема действия сил в распорной плите щековой дробилки
Щеку и шатун рассчитывают как балки, с одной стороны закреп-
ленные шарнирно (ось подвеса, эксцентриковый вал), с другой сто-
роны опирающиеся на распорную плиту.
Распорная плита щековых дробилок работает в условиях пульси-
рующего цикла нагружения и мгновенно возрастающих нагрузок при
попадании в дробилку недробимого тела. Поэтому распорную плиту
необходимо рассчитывать на предельную прочность и выносливость.
В общем случае распорная плита испытывает внецентренное сжа-
тие, т. е. ось плиты не совпадает с линией действия нагрузки, что
вызвано изменением положения опорных поверхностей сухарей при
изменении величины выходной щели и износом распорных плит и су-
харей.
На рис. 23, а изображена распорная плита с осью, расположенной
нормально к опорным поверхностям. В этом случае плита подвер-
гается только напряжениям сжатия. На рис. 23, б показан наиболее
часто встречающийся в практике случай действия-сил в распорной
плите, когда линия действия сжимающей нагрузки и соединяющая
точки контакта плиты с сухарями не совпадает с осью плиты, что вы-
зывает изгибающий момент.
Следует отметить, что при использовании распорной плиты в ка-
честве предохранителя ее нередко делают изогнутой, чтобы создать
дополнительный изгибающий момент в расчетном сечении.
Напряжение в распорной плите
S Se
° — ~ ' (54)
где S — усилие, сжимающее распорную плиту;
F — площадь расчетного сечения (сечение А—Л);
е — эксцентриситет в приложении нагрузки (расстояние от
центра тяжести расчетного сечениядо линии действия силы);
W — момент сопротивления сечения.
Распорные плиты отливают, как правило, из серого чугуна
(СЧ 18-36 или СЧ 24-44). Расчет на предельную прочность производят
по формуле п = ств/с, расчет на выносливость по формуле п = <у0/о,
где ств — предел прочности материала плиты на изгиб; о0 — предел
выносливости при пульсирующем цикле нагрузки.
44
Коэффициент запаса прочности для предохранительных распорных
плит принимается равным 1,5; для распорных плит, не являющихся
предохранителем, 2—2,5.
Пример 4. На рис. 24 изображена распорная плита щековой дро-
билки со сложным движением с размером загрузочного отверстия
600x900 мм. Плита является предохранительным элементом и выпол-
нена с ослабленным сечением. Определить, удовлетворяет ли данная
конструкция плиты запасу прочности, необходимому для работы
дробилки.
Исходные данные: усилиеS = 30 000 Н; эксцентриситете = 2 мм.
Так как плита в расчетном сечении имеет два отверстия диаметром
132 мм, то длина расчетного сечения b = 83,5 — 2-13,2 = 57,1 см;
высота h = 3,5 см, площадь F = 200 см2, момент сопротивления
57,1 4-3,52 ид з
Wx = — = -------g---- = 116 см3.
Напряжение в распорной плите согласно формуле (54)
_ 30000 30 000-0,2 _
200 ’ 116 “
202 Н/см2.
Предел прочности сгв для чугуна 360 Н/см2, значит данная плита
будет иметь запас прочности п — = 1,78, что удовлетво-
ряет запасу прочности (1,5), необходимому для распорных плит,
являющихся предохранительным элементом.
Расчет маховика. В щековой дробилке дробление происходит
при приближении подвижной щеки к неподвижной, т. е. примерно
в течение половины оборота эксцентрикового вала, причем работа
дробления совершается как за счет энергии двигателя, так и за счет
кинематической энергии маховика. Угловая скорость маховика
уменьшается при этом от ®шах до comln. При холостом ходе энергия
двигателя' расходуется лишь на увеличение кинетической энергии
маховика и угловая скорость последнего возрастает от ют1п до сотах.
Колебания угловой скорости задаются степенью неравномерности
вращения маховика б, которая для щековых дробилок принимается ’
равной 0,015—0,035.
45
Степень Неравномерности
g __ югпах — юш1п
tocp
Средняя угловая скорость
,л ют1п — Wfriax /сс\
“ср =-----‘ (5Ь)
Если известна мощность Двигателя ЛГДВ, то работа, затрачиваемая
на дробление за один оборот вала, (Дж)
,4=51, • (57)
п
где Удв — мощность двигателя, Вт;
т] — к. п. д. дробилки;
п — число оборотов эксцентрикового вала в секунду.
Энергия, накапливаемая маховиком за время холостого хода,
равна половине работы дробления. Тогда
А Л^двГ)
2 " 2п
где j в Дж.
Энергия, накапливаемая маховиком, может быть определена
также из зависимостей (55) и (56), а также с учетом положений теоре-
тической механики, а’именно
•_ ^Итах _ ытах tomjn
1 ~ ~2 ~ J 2
или
j = = J (2 л/г/2 6 = 47л2п2б;
j—. i
4л2п26 ’
где J — момент инерции маховика, кгм2. г
Для практических расчетов удобнее пользоваться выражением, I
включающим конструктивные параметры маховика, а именно махо-
вым моментом mD2 . !
т mD2
J = mR2 =
откуда
mD2 = 47,
где т — масса маховика, кг;
D — диаметр маховика, м.
46
Подставляя значения величин из формул (58) и (59) в формулу (60),
получим выражение для определения необходимого махового момента
маховика дробилки
mD ~~ 2л2п»е ‘
(61)
Для щековых дробилок можно принять т] = 0,65ч-0,85.
Глава 3. КОНУСНЫЕ ДРОБИЛКИ
§ 1. НАЗНАЧЕНИЕ, ПРИНЦИП ДЕЙСТВИЯ
И КЛАССИФИКАЦИЯ
Конусные дробилки являются высокопроизводительными машинами
и широко используются при переработке различных горных пород на
всех стадиях дробления* В зависимости от назначения разделяют ко-
нусные дробилки для крупного (ККД), среднего (КСД) и мелкого
(КМД) дробления.
Дробилки ККД характеризуются шириной приемного отверстия
и в зависимости от типоразмера могут принимать куски горной по-
роды размером 400—1200 мм, имеют выходную щель 75—300 мм и
производительность 150—2300 м3/ч.
Отечественная промышленность выпускает следующий ряд дроби-
лок ККД: 500, 900, 1200, 1500 мм (по ширине приемного отверстия).
Дробилки КСД и КМД характеризуются диаметром основания под-
вижного конуса и выпускаются размером 600, 900 мм (КСД); 1200,
1750, 2200 мм (КСД и КМД). Проводятся работы по созданию дроби-
лок с диаметром конуса 2500 и 3000 мм.
Дробилки КСД принимают куски размером 60—300 мм: размер
их выходной щели 12—60 мм, производительность 12—580 м3/ч.
Дробилки КМД принимают куски размером 35—100 мм; имеют
выходную щель размером 3—15 мм, производительность 12—220 м3/ч.
Техническая характеристика конусных дробилок КСД и КМД при-
ведена в табл. 4.
В конусных дробилках материал разрушается в камере дробле-
ния, образованной двумя коническими поверхностями, из которых
одна (внешняя) неподвижная, а другая (внутренняя) подвижная.
Кинематические схемы конусных дробилок показаны на рис. 25, а
(схема ККД) и рис. 25, б (схема КСД и КМД).
Подвижный конус 2 жестко крепится на валу 3, нижний конец
которого вставлен в эксцентриковую втулку 4 так, что ось вала обра-
зует с осью вращения (осью дробилки) некоторый угол, называемый
углом прецессии. У дробилок ККД вал подвижного конуса шарнирно
крепится вверху к траверсе 1.
47
Таблица 4
Основные параметры конусных дробилок среднего (КСД)
и мелкого (КМД) дробления_______
Показатель КСД-бООГр КСД-ЭООГр КСД-1200Т КСД-1200Гр КСД-1750Гр
Производительность, м3/ч . . 19—32 38—62 30—85 70—105 160—300
Диаметр основания подвижно- го конуса, мм 600 900 1200 1200 1750
Наибольший размер загружае- мого материала, мм 75 115 100 150 215
Размер выходной щели, мм 12—25 15—50 8—25 20—50 25—60
Длина параллельной зоны, мм 50 70 150 НО 150
Частота вращения эксцентрико- вой втулки, об/с 5,8 5,4 4,3 4,3 4,1
Мощность электродвигателя, кВт 28 55 75 75 160
Масса (без электрооборудова-. ния и смазочной системы), т 3,6 9,6 24,8 24,8 47,0
Показатель КСД-2200Т КСД-2200Гр КМД-1200 КМД-1750 КМД-2200
Производительность, м3/ч . . 120—340 340—580 12—55 40—120 75—220
Диаметр основания подвижно- го конуса, мм 2200 2200 1200 1750 2200
Наибольший размер загружае- мого материала, мм 250 300 35 85 100
Размер выходной щели, мм 10—30 30—60 3—15 5—20 5—20
Длина параллельной зоны, мм 250 150 200 275, 350
Частота вращения экцентрико- вой втулки, об/с 3,7 3,7 4,3 4,1 3,7
Мощность электродвигателя, кВт 200—250 200—250 70 160 220; 250
Масса (без электрооборудова- ния и смазочной системы), т 80,5 80,0 24,73 46,84 82,10
48
aj $)
Рис. 25. Кинематические схемы конус-
ных дробилок
Подвижный конус дробилок
КСД И КМД опирается на сфе-
рический подпятник 5. Вал ко-
нуса не имеет верхнего крепле-
ния и поэтому эти дробилки на-
зываются конусными дробил-
ками с консольным валом.
Эксцентриковая втулка полу-
чает вращение от приводного
устройства, при этом подвиж-
ный конус получает качатель-
ное (гирационное) движение.
У дробилок ККД центр ка-
чания О находится наверху в
точке подвеса, у дробилок с кон-
сольным валом он также нахо-
дится наверху в точке пересечения оси вала и оси дробилки.
При работе дробилки ось вала описывает коническую поверхность
с вершиной в точке О, при этом образующие поверхности подвижного
конуса поочередно приближаются к неподвижному конусу, а затем
удаляются от него, т. е. подвижный конус как бы перекатывается
по неподвижному (через слой материала), благодаря чему и осуще-
ствляется непрерывное дробление материала. Таким образом, конус-
ная дробилка в принципе работает также как щековая, с той лишь
разницей, что дробление в конусной дробилке происходит непре-
рывно, т. е. в любой момент времени происходит сближение какого-
либо участка поверхности подвижного конуса с неподвижным и раз-
драбливание материала в этом месте, в то время как на диаметрально
противоположной стороне подвижный конус отходит от неподвиж-
ного.
В действительности подвижный конус совершает более сложное
движение. При работе дробилки вхолостую силы трения в паре экс-
центриковая втулка—вал могут оказаться больше, чем силы трения
в паре вал—точка подвеса для ККД, или силы трения в паре подвиж-
ный конус — сферическая опора для КСД и КМД. Тогда конус будет
вовлечен во вращение вокруг своей оси в том же направлении, в ка-
ком вращается эксцентриковая втулка.
В зависимости от соотношения сил трения в кинематических
парах число оборотов конуса пг может принимать значения от О
До п — числа оборотов эксцентриковой втулки.
Вращение подвижного конуса вокруг своей оси явление нежела-
тельное, так как приводит к излишним динамическим нагрузкам
в момент загрузки материала в камеру дробления, поэтому в некото-
рых конструкциях конусных дробилок предусмотрены специальные
тормозные устройства, препятствующие вовлечению подвижного
конуса во вращение.
Если происходит дробление материала, то силы трения между
материалом и конусами значительно превышают силы трения в ука-
занных выше парах и заставляют подвижный конус вращаться вокруг
4 Заказ 1376 49
t тс H ; и;
-C C ,2-^3 ’“'Hi <
,n <)р1'3 (Д j., к' )
nAl’V*!-/
£’РдЛ (%’к у
«.a Ij J
Hi
э 1Г| J
“ Hi >
1 ” \
< -CC -'“Hi
*cp^^h4^^
чз оси в направлении, про-
| Г1 ULtl О ПС111 ClDi/1 vn Г1 и, npw
-d|c J.’Chom вращению эксцентриков
> 1 f I;( у:' > n -
XX WXTX 'L> V Л 1114/ --11 А-1,4—-XX X 1111W
с pjj^P- Рассмотрим схему действия
- г " ^’>звольном горизонтальном се-
( -dk С . 7меры дробления конусно}
г' у ЗДурдУ <(рис. 26). В результате от
( de /«у^з: ^Пюи конуса на угол у в пар<
, с р^РД У т(овая втулка — вал подвиж
%р{Л3 (1 р va возникает сила трения (Н
(62
1 V 1:' \ 3
_ (j^1 У-оэффициент трения поверху
’n2 , остей втулки и вала; ?
,(1 г, к1 > ? асса Узла подвижного конуса^
И: V -Jc, Рькорение свободного падения.;
3 сф Прения Fx приложена к валу;
1?- )* "ф 20У относительной скорости и,
-de Г1Гг (где Г1 РадиУс валак
> Ж %р<’3 онуса в сторону вращения:
сф^уРД-е за в точке а возникает сила»
? <1»3' U тРения (гле /а —
’iCj-r-j . 7 КНОГО конуса о кусок породы),»
। Фд 7».( ь 1й\^ ’рости конуса и вызывающая-
Л^з' Hi s< — радиус подвижного конуса
< <л^?д?»гн41аЭ<!л. -
(ф^’РД Л ° 1[< > 1: ЗДур?,3' (Др,?-1 > ТМ. и подвижный конус по*
4е ят^’Ь Л г < de Hi - V -rlr с'Рвокруг своей оси в направле-
\Ж5м4‘‘|»\в» втулки. -
<>э Л3 (Л )* / -ф ЛГРиваемом сечении, то число;
Г.«> у 4 Wr;>г * ? V 4 *Ф« “«»
РД7.э (4ыз, ’ X ‘йзр з --3 (1 т-ю > та)|и
Л < -* v -de
?.<(11Г(Э. > X Фаз(Д Т-. Э<: > ТГЗГуЛЬ
л -н.;; s ь \ 4 ’ -
' ДФ>рзЛ
Ч )?> -
-СРЗ?>
:,v \ ’'
•; J -de ^Hi -.,
’ ‘йфз Л >
< д|с М3 чэ - IJ z
< r сЛдЛ
... *( дЛМз
За V y с ЛрД I
( -dc^n^. b-rt)u
v:' >’ r n <)рз г\ (f]
*( -ф Р^гЬз
> /п<)рз Л (*,
< -de ^Hi
\ сРзЭ-^Ч
( -de ,2.^*3 ^Hi .
de r«‘< >- i
срЛ’Р-*-е *44 >
> r n Щ) Г) i
< X b ,
»>• * •* »•
< -de ,Nr'h
>- j /C<> P1V
- > Д<>р1Л
< “4е
I у J щАдЛ
|c^43 5.
Ф^рд^ (%Y' >’
4 3
tf-h, ^Hi .. <-
,Д4(М'
, rt)ll . <-
3 <i,y-1
M'3
у
1 1
V-
^Hi
^Hi ...
‘43 ClM' y
Hi
^Hi;.
'Hi. i
.. L J r ri‘mpi
> ' *
,
( -de ^P^c-b
ЗДурз^Лед
4е 4ICiri>3
^Hi., s -d<
’Pl-L'*!»’,' \
>. (
iaV
.3
b U
«Яг О} '
Sp-^V ra \
Hi
. Hi ’s( ...
о v: 4 3>< 4 2^?Jli 4ii “ *-
- ->,*>42 ”
’ Д wpiy, (Д т.,3е' >
2 \ -de W-b Hi
(%v' > Х®РД?Л? V1 )
Hi -de PW5 ^Hi *1
< 4 Хз z
> X&oi’3 (fT /
-4c ,R2Hi ^ л
> д <Я)р1Д(Др,/' у
-de ^^з ^Hi 1 <-
ср^Р-ЛЧ*
: ,2лдг'Ь3 Hi
ЛдЛо
.^'Ьз '“'Hi
ь- '“'Hi
Л3 (д,_ з
1Г( J
ran.. :
:(%r
Hi ,. ;
y(
с, II
‘•e(I
^Hi
,с%5аз.
(tT, у
^2' \
*( -фтрукции конусной дробилк
сразована двумя -коническим
"у чРявлены в противоположны
'Hi 2* '
(•
J'
i
*1 -d|c ^подвижного вниз. Благодар
y с Адусов обеспечивается больше
( "Ф сяг^’Н BBeoxv v загоузочного отве.
с рЛ^РДусов обеспечивается больше
qjy^’hвверху у загрузочного отве]
” ) WniV------1-J J -rj-~------- J
( -de Ср^дг-ь ' самым обеспечивается во
qjj "3 f uvr^nn МЯТРПИЯЛЯ R ТРУНИН
J r n ^"P i 7 -
( -de H
- >- гЛчн/.
( -de
£•
3 -
i;<
i
(кусков материала. В техню
называются длинноконусньи
; (ь1а конусом.
( J ’ 'Л
J Hi / *(
На массивную станину Дробилки 1 крепится корпус, СоётояЩий
из двух частей: нижней 2 и верхней 3, соединенных болтами. Вну-
тренние поверхности корпуса футерованы сменными плитами 4 из вы-
сокомарганцовистой стали, образующими дробящую поверхность
неподвижного конуса.
К фланцу верхней части корпуса крепится траверса 5, лапы кото-
рой защищены от износа сменными плитами 6 из марганцовистой
стали. В средней части траверсы расположен узел подвески вала
подвижного конуса, защищенный сверху колпаком 7.
На главный вал дробилки 8 жестко насажен подвижный конус 9,
он футерован сменным дробящим конусом из высокомарганцовистой
стали 10, поверхность которого образует дробящую поверхность по-
движного конуса.
В центре нижней части станины расположен стакан эксцен-
трика 15, в который вставлена эксцентриковая втулка 11. Эксцентри-
ковая втулка, ось цилиндрической наружной поверхности которой
совпадает с вертикальной осью дробилки, имеет наклонную цилин-
дрическую расточку, эксцентричную относительно вертикальной
оси дробилки. В эту расточку вставляется нижний конец вала по-
движного конуса, верхний конец которого шарнирно крепится в узле
подвески.
К эксцентриковой втулке крепится коническая шестерня 12,
находящаяся в зацеплении с конической шестерней приводного
вала 13. Последний через муфту соединен с приводным шкивом 14
27. Конусная
19
Рис. !
дробилка для круп-
ного дробления
8
9
Подбои наела
10
11
1215
4*
51
Рис. 26. Схема действия сил в
произвольном сечении конусной
дробилки
собственной оси ' в направлении, про-;
тивоположном вращению эксцентрико-Я
вой втулки. Рассмотрим схему действия)
сил в произвольном горизонтальном се-)
чении камеры дробления конусной?
дробилки - (рис. 26). В результате от*
клонения оси конуса на угол у в паре
эксцентриковая втулка — вал подвиж-
ного конуса возникает сила трения (Н)
Fi = fiGgtgy, (62)
где — коэффициент трения
ностей втулки и вала; |
G — масса узла подвижного конуса;,
g — ускорение свободного падения. ;
Сила трения Fr приложена к валу;
против его относительной скорости и
образует статический момент М± = F1r1 (где г± — радиус вала),;
вызывающий вращение подвижного конуса в сторону вращения-
эксцентриковой втулки со скоростью nt. . 5
При раздавливании куска материала в точке а возникает сил^
дробления Р и соответствующая ей сила трения F2 = f2P (где f2 —Я
коэффициент трения поверхности подвижного конуса о кусок породы),?
•направленная против относительной скорости конуса и вызывающая^
статический момент Л! 2 = F 2R (где R — радиус подвижного конуса?
в данном сечении). J
Так как R г и F2^> F, то Л42 Al, и подвижный конус под-
действием момента М2 будет вращаться вокруг своей оси в направле-,
нии, обратном вращению эксцентриковой втулки. - )
Если г — эксцентриситет в рассматриваемом сечении, то числен
оборотов п2 подвижного конуса вокруг своей оси
п2 = п~.
Практически п2 меньше п в 20—30 раз.
§ 2. КОНСТРУКЦИЯ
На рис. 27 показан разрез типовой конструкции конусной дробилк
ККД. Камера дробления дробилки образована двумя-коническим
поверхностями, вершины которых направлены в противоположи.
стороны: подвижного конуса вверх, неподвижного вниз.
Благодар
такой схеме и малым углам у вершин конусов обеспечивается больш<
расстояние между дробящими конусами вверху у загрузочного отве]
стия при необходимом угле захвата и тем самым обеспечивается во
можность приема и дробления крупных кусков материала. В технич
ской литературе такие дробилки часто называются длинноконусньпм
дробилками или дробилками с крутым конусом.
50
На массивную станину Дробилки 1 крепится Корпус, Состоящий
из двух частей; нижней 2 и верхней 3, соединенных болтами. Вну-
тренние поверхности корпуса футерованы сменными плитами 4 из вы-
сокомарганцовистой стали, образующими дробящую поверхность
неподвижного конуса.
К фланцу верхней части корпуса крепится траверса 5, лапы кото-
рой защищены от износа сменными плитами 6 из марганцовистой
стали. В средней части траверсы расположен узел подвески вала
подвижного конуса, защищенный сверху колпаком 7.
На главный вал дробилки 8 жестко насажен подвижный конус 9,
он футерован сменным дробящим конусом из высокомарганцовистой
стали 10, поверхность которого образует дробящую поверхность по-
движного конуса.
В центре нижней части станины расположен стакан эксцен-
трика 15, в который вставлена эксцентриковая втулка//. Эксцентри-
ковая втулка, ось цилиндрической наружной поверхности Которой
совпадает с вертикальной осью дробилки, имеет наклонную цилин-
дрическую расточку, эксцентричную относительно вертикальной
оси дробилки. В эту расточку вставляется нижний конец вала по-
движного конуса, верхний конец которого шарнирно крепится в узле
подвески.
К эксцентриковой втулке крепится коническая шестерня 12,
находящаяся в зацеплении с конической шестерней приводного
вала 13. Последний через муфту соединен с приводным шкивом 14
4*
51
Рис. 28. Узел_подвески'подвиж-
ного конуса
Эксцентриковый узел является наи-
более напряженным узлом дробилки,
воспринимающим значительные нагруз-
ки. Для обеспечения нормальных усло-
вий трения скольжения в парах вал под-
вижного конуса — эксцентриковая втул-«
ка и эксцентриковая втулка — стакан
эксцентрика, внутреннюю наклонную
расточку и наружную поверхность
эксцентриковой втулки заливают баб- -
битом или же устанавливают бронзо-.
вые или биметаллические вкладыши.
При вращении эксцентриковой втул-
ки ось вала подвижного конуса описы-;
вает коническую поверхность с верши- !
ной в точке подвеса. Угол прецессии для
дробилок ККД составляет около 30 мин. j
Понятно, что при заданном эксцентри-1
ситете радиус вращения оси подвижного
конуса зависит от расстояния до точки подвеса, т. е.
от
высоты
ка-
меры дробления, и чем ближе к точке подвеса, тем ход сжатия no-.j
движного конуса’меньше. На отечественных дробилках ККД в зоне,
загрузочного отверстия радиус конуса вращения равен приблизи- i
тельно 5 мм, т. е. полный размах составляет около 10 мм. В зоне вы-^
ходной щели радиус равен примерно 30 мм. 1,
_ На рис. 28 показан разрез узла подвески дробилки ККД- В цен-- -
тральной расточке траверсы установлены неподвижная втулка 1 и
плоская опорная шайба 2. Для компенсации зазоров в эксцентрико-
вом узле и возможной несоосности опор конусная втулка 3 имеет
несколько большую конусность, чем угол прецессии. Конусная,
втулка крепится к концу вала подвижного конуса с помощью обоймы f
4 и гайки 5. Чтобы исключить произвольное самоотворачиваниё, ’
гайка выполнена разрезной. Она сопрягается с обоймой по кониче-J
ской посадке и дополнительно фиксируется шпонкой. В свою очередь,!
обойма связана с конусной втулкой шиповым соединением. Такая!
конструкция деталей подвески исключает проворачивание конусной
втулки по шейке вала и тем самым предотвращает изнашивание
шейки. От пыли и ударов загружаемой в дробилку породы узел под-
вески надежно защищен массивным колпаком 6.
При навинчивании или вывинчивании гайки 5 узел подвижного
конуса поднимается или опускается и тем самым осуществляется
регулирование выходной щели дробилки.
При работе дробилки конусная втулка 3 своей торцовой частью
обкатывается по опорной шайбе 2, а конической поверхностью — •
по втулке 1. Так как вал подвижного конуса вращается также вокруг
собственной оси, то в узле подвески втулка 3 проскальзывает по-
шайбе 2 и втулке 1. !
Детали конической подвески испытывают значительные нагрузки,,
вызывающие большие контактные напряжения, и работают в режиме
52
полусухого трения. Учитывая весьма напряженные условия работы
узла подвески, к изготовлению его деталей предъявляются особые
требования. Детали подвески изготовляют из подшипниковой стали;
они имеют высокий класс чистоты обработки. Твердость рабочих по-
верхностей сопрягаемых деталей должна быть в пределах 47—52 и
53_58 единиц по Роквеллу.
На наиболее мощных дробилках ККД с шириной приемного от-
верстия 1200 мм и более применяется двухдвигательный (двусторон-
ний) привод, как это показано на рис. 27. Привод дробилки меньших
типоразмеров осуществляется одним электродвигателем. Второй дви-
гатель на крупных дробилках устанавливают для пуска дробилок
в том случае, если камера дробления заполнена материалом, т. е.
находится «под завалом».
Для пуска дробилки под завалом разработана система гидравличе-
ской опоры для подвижного конуса, позволяющая быстро опускать
конус и тем самым ликвидировать расклинивание материала в камере
дробления.
На рис. 29 показан разрез типовой дробилки КСД. На консоль-
ную часть вала 1 жестко крепится корпус конуса 2, который футе-
рован дробящим конусом 3 из высокомарганцовистой стали. Зазоры
между поверхностью корпуса конуса и дробящего конуса залиты
цинком или цементным раствором. Это делается для того, чтобы
при дроблении материала дробящий конус не прогибался и узел
подвижного конуса работал как одно целое, иначе часть хода сжатия
будет затрачиваться на деформацию дробящего конуса, а не на дроб-
ление материала, что ухудшит технико-эксплуатационные показа-
тели машины. Дробящий конус крепится к корпусу или гайкой со
сферической головкой, или устройством с распределительной тарел-
кой 4. Корпус подвижного конуса опирается через бронзовое
кольцо 11 на сферический подпятник 12, воспринимающий массу
конуса и вала и усилия дробления. Нижний конец вала (хвостовик)
свободно вставлен в эксцентриковую втулку 15 с. наклонной кониче-
ской расточкой. Наклон оси вала по отношению к оси дробилки,
т. е. угол прецессии, составляет для конусных дробилок среднего
и мелкого дробления примерно 2—2,5 градуса. Эксцентриковый ста-
кан 16 расположен в средней, нижней части дробилки и составляет
вместе с корпусом одну литую деталь — станину машины.
В эксцентриковый стакан запрессована бронзовая втулка 17,
служащая опорой трения скольжения для эксцентриковой втулки.
В свою очередь, в наклонную расточку эксцентриковой втулки
также запрессована втулка 18, которая сопрягается с хвостовиком
вала подвижного конуса. К эксцентриковой втулке 15 крепится ко-
ническая шестерня 13, находящаяся в зацеплении с конической ше-
стерней приводного вала 14. Вертикальные нагрузки в эксцентрико-
вом узле, в частности, массы втулки и приводной шестерни, воспри-
нимаются подпятником 19, состоящим из стальных и бронзовых
(иногда пластмассовых) колец, вращающихся под действием сил
тРения в масляной ванне. Нагрузки от узла подвижного конуса, как
Уже указывалось, воспринимаются сферическим подпятником. Необ-
53
хоДимо отметить, что если вертикальные составляющие усилии дроб-
ления целиком воспринимаются сферическим подпятником, то гори-
зонтальные составляющие этих усилий вызывают соответствующие
реакции в эксцентриковом узле. Эти силы весьма значительны,
поэтому эксцентриковый узел работает в напряженных условиях,
опорные поверхности узла (бронзовые втулки) изнашиваются и под-
лежат замене при капитальных ремонтах машины. В подшипниках
трения скольжения эксцентрикового узла применяются значительно \
большие зазоры, чем это обычно принято. Такое решение, по мнению ‘
автора конструкции конусной дробилки с консольным валом Т. Сай- •<
монса, приводит к образованию между трущимися поверхностями ;
54
масляной подушки, хорошо воспринимающей динамические нагрузки
от усилий дробления.
В верхней части станины имеется фланец 9, на который уста-
навливается опорное кольцо 8. Кольцо прижимается к фланцу ста-
нины при помощи пружин 10, равномерно расположенных по окруж-
ности кольца. В зависимости от типоразмера дробилки, таких пру-
жин может быть 20—30. На внутренней цилиндрической поверхности
опорного кольца имеется резьба, в которую ввинчивается корпус
неподвижного конуса 7. К внутренней конической поверхности кор-
пуса крепится сменный неподвижный дробящий конус 6 из марган-
цовистой стали. Зазоры между опорными поверхностями конусов
также как в узле подвижного конуса заполнены цинковой или це-
ментной заливкой.
Если проворачивать по резьбе корпус неподвижного конуса,
то можно перемещать его вниз или вверх, регулируя тем самым
выходную щель дробилки. Корпус неподвижного конуса поворачи-
вают специальным храповым механизмом. После установки необхо-
димого размера выходной щели корпус фиксируют стопорным уст-
ройством и затем стяжными болтами «выбирают» зазоры в резьбе, т. е.
корпус неподвижного конуса плотно прижимают к опорному кольцу.
Как следует из описания дробилки и рис. 29, максимальное уси-
лие сжатия дробимого материала в камере дробления машины опре-
деляется упругой силой амортизационных пружин 10, выполняющих
функцию предохранительного устройства. Для больших типоразме-
ров дробилок сила прижатия пружинами опорного кольца к фланцу
станины составляет 4—6 МН.
Если усилия дробления превышают расчетные, например при
попадании в камеру дробления недробимых предметов, то пружины
дополнительно сжимаются, опорное кольцо вместе с неподвижным
конусом приподнимаете^, выходная щель увеличивается и недроби-
мый предмет выходит из дробилки.
Дробилки КСД и КМД имеют систему жидкой циркуляционной
смазки. Масло под давлением подается специальным насосом в ниж-
нюю часть эксцентрикового стакана, смазывает подпятник и подни-
мается по зазорам между трущимися поверхностями эксцентрико-
вого узла, обильно смазывая их. Одновременно масло поступает в осе-
вое отверстие вала подвижного конуса и далее- по радиальному ка-
налу к сферическому подпятнику. После смазки и охлаждения этих
поверхностей масло сливается на конические шестерни, смазывает
их и по сливной трубке поступает в бак-отстойник. Отстойник обо-
рудован электронагревателями для подогрева масла в холодное время
года. Масляная система имеет контрольные приборы, регистрирую-
щие расход масла, его давление и температуру. При отклонении по-
казателей от заданных для нормального режима работы привод дро-
билки автоматически отключается. Подлежащий дроблению мате-
риал подается сверху в приемную воронку 5 и поступает далее на
распределительную тарелку 4. Во время работы дробилки распреде-
лительная тарелка покачивается, тем самым равномерно распреде-
ляя материал по загрузочному отверстию дробилки.
65
По принципу действия и конструкции дробилки КМД аналогичны
дробилкам КСД и различаются лишь формой камеры дробления, т. е.
профилями дробящих конусов (подвижного и неподвижного), как
это показано на рис. 30, а, б.
Камеры дробления дробилок КМД (рис. 30, б) принимают меньшие (
по размеру куски и выдают более мелкий продукт, чем камеры дроб-
ления дробилок КСД (рис. 30, а). Это достигается благодаря особой ;
форме камеры и более длинной параллельной зоне, при движении'
по которой материал подвергается неоднократному сжатию до раз-*1
мера z' — размера выходной щели.
Конструкции конусных дробилок непрерывно совершенствуются.
Последнее время в дробилках некоторых моделей в качестве аморти-
зирующих устройств применяют гидравлические и гидропневматиче-
ские системы, служащие одновременно и для регулирования размера
выходной щели.
Применение гидравлики и гидропневматики повышает надеж- .
ность работы предохранительного устройства, значительно упрощает
и облегчает регулирование размера выходной щели, обеспечивает j
дистанционное управление дробилкой, т. е. делает ее более приспб-
собленной к работе в автоматизированных линиях. Поэтому такие J
конструктивные решения следует считать перспективными. Некото- d
рые модели дробилок ККД выполнены с нижней опорой дробящего '
конуса. В таких дробилках вал подвижного конуса соприкасается J
с втулкой верхней опоры и эксцентриковой втулкой внизу по посадке J
скольжения. Изменяя количество масла в гидравлическом цилиндре, J-
служащем опорой, можно перемещать вал подвижного конуса вверх I
или вниз, регулируя тем самым выходную щель дробилки. В этом
случае верхняя опора воспринимает только боковые усилия (гори-
зонтальные составляющие усилий дробления), а вертикальные уси-
лия и массу вала и конуса воспринимает нижняя опора.
На рис. 31 показана нижняя опора подвижного конуса, конструк-
ция которого разработана японской фирмой Шень-Ху. Вал конуса 1
опирается на диски 2 с плоскими и сферическими поверхностями,
66
Рис. 31. Вариант опоры под-
вижного конуса
находящимися в масляной ванне й
являющимися в совокупности своеоб- .
разным подшипником трения скольже-
ния. Диски опираются на поршень 3
гидравлического цилиндра, полость ко-
торого трубкой соединена с гидропнев-
матической системой.
Испытания показали, что при боль-
ших нагрузках на рабочих поверхно-
стях дисков могут появляться зади-
ры, поэтому такая опора не может
быть рекомендована для крупных ма-
шин.
Оригинальную опору, также допу-
скающую гирационное движение одной
из сопрягаемых деталей по отношению
к другой, предложили Г. А. Калюнов
и Б. Р. Пак. Опора (рис. 32) предста-
вляет собой промежуточный валик-
пест 2, расположенный между торцом
вала дробящего конуса 1 и плунже-
ром 3 гидравлического устройства.
Торцовые поверхности песта конические, что обеспечивает линей-
ный контакт сопрягающихся поверхностей и тем самым дает возмож-
ность опоре данной конструкции воспринимать значительные нагрузки.
Гидравлическая опора может иметь также верхнее расположение
относительно подвижного конуса. Примером такого конструктив-
ного решения может служить конусйая дробилка для среднего дроб-
ления, предложенная американской фирмой «Кеннеди Ван Саун»
(рис. 33). В этой дробилке многоплунжерный гидравлический блок
и подвижный стакан верхней подвески вала дробящего конуса рас-
положены в траверсе дробилки.
Гидравлический блок имеет общую масляную полость 1, соеди-
ненную с гидропневматической системой, что обеспечивает равно- ,
мерное нагружение каждого плунжера 2. Плунжеры связаны с по-
движным стаканом 3, в центре которого располагается сферическая
опора 4 вала 5 подвижного конуса. Сферическая опора воспринимает
только вертикальные нагрузки. Горизонтальные нагрузки воспри-
нимаются конусной втулкой 6, которая опирается на цилиндриче-
скую поверхность неподвижной втулки 7, прикрепленной к траверсе.
Благодаря такой конструкции положение центра качания и угол
наклона оси вала дробящего конуса при регулировании размера вы-
ходной щели остаются неизменными.
Конструкции гидравлических опор верхнего и нижнего располо-
жения имеют свои преимущества и недостатки. При верхней опоре
обеспечивается удобство монтажа и обслуживания узла опоры, но
Ухудшаются условия питания дробилки из-за увеличенных габар'ит-
«ых размеров средней части траверсы. При этом, как правило, не-
колько усложняется конструкция дробилки.
57
Рис. 32. Опора подвижного конуса на валик-пест Рис. 33. Гидравлическая опора подвижного конуса
Рис. 34. Конструкция
дробилки с опорой под-
вижного конуса на под-
шипники качения
При нижнем расположении опоры значительно затрудняется ее
обслуживание, поэтому некоторые специалисты предпочитают верх-
нее расположение опоры несмотря на отмеченные недостатки.
Многие фирмы предприняли попытки повысить работоспособность
эксцентрикового узла конусных дробилок применением подшипников
качения. На рис. 34 показана схема конусной дробилки для среднего
дробления, разработанная английской фирмой Пегсон—Телсмит.
В дробилке хвостовик вала дробящего конуса сопрягается с кони-
ческой расточкой в эксцентриковой втулке трением скольжения.
Вертикальные нагрузки от усилий дробления и веса деталей воспри-
нимаются двумя рядами упорных роликоподшипников повышенной
грузоподъемности. Такая опора работает надежней опоры трения
скольжения, выполненной в виде сферического подпятника.
В эксцентриковом узле конусных дробилок фирмы Драгон
(Франция) применены подшипнйки качения (рис. 35). Амортизи-
рующее и регулирующее устройство этих дробилок выполнено в виде
Рис. 35. Конусная дро-
билка с подшипни-
ками качения в узле
эксцентрикового меха-
низма
59
Рис. 36. Щеково-конусная дробилка
обходимо изменить количество
достигается сливом масла в
сосом.
гидравлических цилинд-
-ров, расположенных по
внешней окружности кор-
пуса дробилки и связан-
ных с наружным конусом,
который может переме-
щаться по вертикальной
оси.
Дробилка снабжена гид-
ропневматическим аккуму-
лятором с давлением газа
(12—16)-10® Н/м2, обеспе-
чивающим необходимые
усилия прижатия непод-
вижного конуса. При по-
падании в камеру дробле-
ния недробимых предме-
тов, часть масла из гидро-
цилиндров выжимается в
аккумулятор, наружный
(неподвижный) конус при-
поднимается и недробимый
предмет выходит из дро-
билки, после чего наруж-.
ный конус возвращается в
исходное положение.
Для изменения вели-
чины выходной щели не-
масла в гидроцилиндрах, что
или подкачкой его на-
рез^рвуар
Примерно аналогичная по принципу действия амортизационная ?
система применена на конусных дробилках других фирм, например ’<
на дробилках, выполняемых западногерманской фирмой Ведаг. }
Технико-эксплуатационные показатели этих дробилок выше, чем
дробилок на подшипниках трения и с пружинным прижимом конуса,
однако они требуют более квалифицированного обслуживания.
Оригинальной является также конструкция дробилки для круп-
ного дробления, предложенная фирмой Эш-Верке (ФРГ). На рис. 36
показан разрез дробилки «Эш-Верке». Эти дробилки называют ще-
ково-конусными, так как загрузочное отверстие расширено с одной
стороны и наверху, у загрузки. Работа дробилки напоминает работу
щековой дробилки, т. е. совершается периодическое нажатие и отход
рабочего органа. Благодаря такой конструкции дробилка «Эш-
Верке» может принять более крупные куски материала, чем обычные
дробилки и, следовательно, степень дробления в ней больше. По мере
продвижения дробимого материала вниз он распределяется по окруж- j
ности и нижняя часть дробилки «Эн-Верке» работает как обычная 4
конусная дробилка.
60
§ 3. ОСНОВЫ РАСЧЕТА
Условия дробления куска материала в конусных дробилках подобны
условиям дробления в щековых дробилках, поэтому методы расчета
технологических параметров этих машин во многом аналогичны рас-
смотренным. В расчеты вводятся лишь некоторые поправки, учиты-
вающие специфику работы конусных дробилок. Расчетная схема
конусной дробилки показана на рис. 37.
Угол захвата в конусных дробилках, т. е. угол между дробящими
поверхностями подвижного и неподвижного конусов, также как и
в щековых дробилках не должен превышать двойного угла трения,
т. е. Р + Pi 2<р. Практически у конусных дробилок крупного
дробления угол захвата принимается 21—23°. У дробилок среднего
и мелкого дробления он составляет примерно 12—18° в зависимости
от типа футеровки.
Число оборотов эксцентриковой втулки п в секунду для дробилок
ККД определяется также как и для щековых, т. е. из условия обес-
печения максимального пути h для свободно падающего куска дро-
бимого материала за время t, в течение которого эксцентриковая
втулка совершает половину оборота
. у 4 / 2/Г , 1 1
Л = ь_; t= у - ,
<63)
Из расчета схемы (рис. 37) следует
С = h tg Р; d = h tg Pij
C + d = s = 2r = h (tg p + tg pj;
h =__5=______*__
tg P + tg Pi tg p + tg Pi
n = 0,2o |/g P + Pi) Q.78 J/ ,
где r — эксцентриситет, расстояние от оси дробилки 00 до оси ко-
нуса О'О'.
Рис, 37 _ Расчетная
схема конусной дро-
билки ККД
61
3 >. < A
ft
’7 |
II',
3 ,l £-l
' ft ft'
h‘
ft !
A v.
'7
P
i
3
5 ' 'i [ 7
А1
V,;'
'! ч.
' [Jr ft
>,, А >7
ft ft
A ’7
ft'
Vi
I
r ft ’7
! ft
i 7.
1
э
3 ) ; ft >7
• A ft'
a
J •; ft ’A
A >7
ft'
V.
?
i
P
i
э
Il',
>1 i ’7
['t 4
[!r Ъ '
Vi
7
P
i
P
i
P
i
э
3
P
i
3
J а
’ft ft'
[!r ft'
ft ft'7'
ft v.
?
i
3
P
i
>1',
3
P
i
II',
P
i
y)
P
i
3
3
P
i
>1
3
P
i
II',
3
P
I
3
P
i
II
P
i
>1
3
3
P
i
>1',
Vi
3
P
i
3
P
i
II',
3
P
i
>1
7
P
i
II -i A ’7
P
i
Р'
V ’VI
3
«‘ 1'
"г
I ч.
3
P
i
>1
3
V|
P
i
3
P
i
3
P
i
” 7 'А
,[:г
V >/
3
P
i
>1
7
>1
P
i
3
3
P
i
*A ;ft ft'
ft ft /
* , >i ? '
a
P
i
3
3
3
>1
7
V.
< I
?
i
P
i
?
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
3
3
3
>1',
3
3
3
3
3
II".
I'1;
4'?i
и
7. ;
P
i
P
i
3
3
II,
3
Y’i 7
’
v 'c ‘C<,
Л ’7»
w
к*
3
7
3
II',
3
ӣ -A
ft
A Vi
'7 ।
I
i 7, I ;
II';
%
7.
P
i
P
i
P
I
3
з
>1',
7|
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
3
3
3
3
3
II".
3
II".
II';
Vi
P
i
P
i
P
i
P
i
?
i
P
i
3
3
II
»i i •
4 >'
3
3
3
>1',
3
3
>1
,| £ А
ft
II Ч А 7
[Jr ft'
uj ft’;|
3
>1
ftV
-ft >^' s
A Vi
£ v i
Vi
'7
7.
P
i
i
3
II',
3
II',
3
II',
II',
7
II',
Vi
7i
ft ft
Vi
V'
ft ft'
i’A
ft' !
V.
P
i
P -I
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
3
3
3
3
3
Il',
3
Il ;
- J
[!r <
и ; ft ’
ft
IV
II',
n i
•ft >
ft
Vi
Vi
7
P
i
P
i
3
3
7.
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
p
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
?
i
P
i
p
I
P
i
P
i
P
i
P
i
3
>1
7
3
3
3
3
II
7
3
3
3
Il',
3
3
II',
|| г >
'А ’7i
A ft
ft' '
3
3
3
3
>1
3
3
>1',
3
II".
Il c
ft >
£ Vi
И J
3
3
II',
3
II';
,| £ 'А
,[!г
А V.
II '£ A
-ft >
[A ft'
A Vi
II',
Ji
7
7
7
p
P
i
P
i
P
i
3
3
'7
Vi
I
P
i
P
i
?
i
P
i
P
i
P
i
3
3
3
II',
3
II',
II',
V
>| г .
[:Г >
' I
,1г с
7
7
!:t P' J|
A ’7 i 1
II".
'7 i
‘ V.
V|
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
3
3
3
Il',
3
II',
3
3
’V'
Vi
L’V’
V'J!
A ’7
3
II',
3
II',
II',
7
7
p
P
i
P
i
P
i
P
I
3
3
3
.ft ’
A Vi
;r
£ Vt
Vi
?
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
3
3
3
X ;
3
>1
I v.
3
>1
V >7
ft
V.
3
3
3
3
>1 ',
>1 c >
<[!I >
Vi
3
3
3
Il i .
-ft .
ft >
Й/1
7i
3
I' ',
>1".
7.
Vi
э
Il ';
[Jr ft1 I
A Vi 1
ft 5
A Vi
I'1;
|| r А
[!г Ч
'-i Vi
J •>
V.
P
i
P
i
3
3
II',
ii < A
[!r ft'
II i ft V?
Vi
'7
?
i
P
i
P
i
P
i
p
i
P
i
P
i
P
1
?
i
P
i
?
i
P
i
3
3
3
3
3
3
3
3
|| ';
3
3
II',
3
-i ’7.
Vi
V.
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
3
3
3
>1
3
,l £ A
[!j fte равна нулю, значит и постоян-
ft
А 7.
|( ';
3
3
3
3
3
3
II',
3
II',
II';
,l £ A
ft
Hi ’7
l!t ft'
.I A’1
A v.
3
li',
[Jr ft'
A ’7 I
7
я i A
. 'i -I
7 *
7i
%
>1',
я t .
•ft >'
| Vi
И';
Vi
P
i
P
i
P
i
3
3
7 I
? Vi 1
Vi
к ак как при t — 0 S.-= 0.
триковой втулки равно t = \!п.
еловия1/кусок материала должен
» г '.А ’длине параллельной зоны I S.
-ft
A ft
- Vi
м I Vi ?
Vi
V
Р'?.
i
3
P
I
II
3
?
i
3
P
i
II',
(66)
3
P
i
II".
%
3
P
i
P
i
3
P
i
P
i
(67)
3
3
P
i
P
i
3
3
P
I
II',
?
i
II
[я дробилок среднего дробления
Ц '[ -де D—диаметр подвижного ко-
- , '!1 >но, число оборотов экцентрико-
[Jr ft'
V71
7.V
V
3
3
?
i
7
yi 7
V.y
' < 4'
(ft Н»
'C<
V-\ ft
- "Ц
ft»
P
i
3
'7
3
’| ,J c
$>?
S'
v.
P
i
7
P
i
3
3
P
i
II',
P
i
li ',
(68)
3
3
P
i
,| l£ A
ft
Il 'S ft ’7
[!<- ft'
’!
’7
Il',
ft ft'
i>;i
ft'
I
p
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
P
i
3
3
3
3
3
3
II',
II',
(:1 >:
I
P
i
'ft
ft'
Vi
3
pro дробления, имеющих значи-
й зоны, принимается то же число
ю и для дробилок среднего дроб-
э мере его продвижения к выход-
дробящими конусами.
юбилок. При определении произ-
дробления используется схема,
63
P
i
3
P
i
ii t A
ft ft1
i>;i
ft ft' *
Vi
P
i
3
’| ,£ A
ft
A ft ;i
i:T S
II',
II с
ft ft'
• с А ’7 я
' [Jr ft'
II ; А ’7,
3
II',
P
i
P
i
P
i
P
i
3
3
3
3
»' < V
(!r
I' ; A
[r ft'
ft ’7,
A ft' ’
. ’7 =
я I •
1:Г >
71
P
i
P
i
P
i
P
i
3
3
3
>1J
|:1
3
3
V1
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
и
3
1
a
и
3
I
A
и
3
з
( ((Т G?
ч
4
Л*1
"Л I
ч<.
> I
a
a
и
3
a
a
a
3
a
a
и
3
I
a
a
3
I
A
И
3
a
a
a
3
(А1 Ча
<ч А
• 3 ч
‘'Ь;
1 Ч | <
,ъ
{< t
a
з
> 7^
“ ?.
d
11
1 <4
С : 3
С<1
3 Ч<.
, “К
V"
(3Ч <?.
A
и
3
I
A
и
3
и
d
a
3
5
:1 ?
ч С : Vi
<С1
..‘S' ’
Ч’
I
A
и
3
A
и
ч
1
A
и
3
I
A
и
3
I
a
и
3
“I ?
. . ? ч<|
с?
? <{<1
. <?.
<? г.
‘‘Я
1
A
и
3
Ч
I
A
и
3
Ч
I
A
и
3
4
I
A
и
3
I
a
a
a
3
4
I
A
a
3
I
A
a
3
I
A
и
3
I
a
и
3
I
A
И
3
С : 3
(tI Г
. . 3 Ч<
“i ?
3 ‘('i
I
A
И
3
4'
I
A
a
3
( :
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
И
3
I
A
a
3
I
A
a
3
< . V
..? £
7‘J’S.
. <?.
Ll <ч А
( : 3 Чй
•7
°, 1
<ч А
3 Ч|
a
a
a
3
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
и
3
4
I
A
И
3
I
A
И
3
I
A
и
3
I
A
и
3
А <«
'A'1
. А й
..АЙ
3 А. I
<ч А
3 Ча
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
и
3
{ч А
Ll <ч А
<ч А
.. 3 4*
Ll <ч А
<ч А !
1?Й
(Ч й
..Ай I
(<1 й
I
A
a
3
A S
. ‘Ч
. ‘А.
А
<4 q1^:
1
(.'1 '<4
a
a
a
3
4
a
a
a
3
J (Ч
( :
(G 'Ъ, значит и постоян-
. . 3 Ч
L' <4 А
( : 3 Ч< |
<4^!
1?^
. А
. АЙ ।
<4 (Ь
(Ч ?
<ч Л
( (ti А. I
<ч >
А VI 4>
(Ч А
'S\
.. ?.
J <ч А
( : 3 Ч< |
<ч ?
3 ч.
a
a
a
3
I
A
и
3
a
a
a
3
a
a
a
3
a
a
a
3
a
a
a
3
a
a
a
3
a
a
a
3
a
a
a
3
a
a
a
3
a
a
a
3
a
a
a
3.
I
A
a
3
a
a
и
3
4 ,
a
a
a
3
a
a
и
3
a
a
и
3
a
a
a
3
‘'1 'Ч
<? *
a
a
a
3
4
a
A
и
3
I
A
и
3
4
a
a
a
3
a
a
a
3
a
a
a
3
4 a
i
a
и
3
I
a
и
3
4 t
a
a
и
3
a
a
и
3
a
a
a
3.
a
a
и
3
a
a
и
3
I
A
И
3
C : 3
a
a
a
3
C
a
a
и
3
a
a
и
3
a
A
a
3
a
a
и
3
I
A
и
3
C :
a
a
и
3
a
a
и
3
( : 3
<ч А
[| <ч А
С : / Ч|
АЙ I
ААЙ । .
(Ч А
А VI 4'
7.
7 ‘‘Ч
a
a
и
3
I
A
И
3
с = О S:= 0.
<Чки равно t = 1/п.
j , ж материала должен
с : ? дельной зоны I S.
<4 А;
. . J Ч|
Ll <ч А
(ч А. I
.«А
..‘Ч
ч?-
:7'А.
*
<<(
«I ।
3 ?
I
a
и
3
C :
( : *
( :
a
a
и
3
I
A
и
3
<ч А
..? ?1
“/S 1
А
<ч А !
<ч А
. . 3 Ча
Ll <ч А "
( : 3 Ч|
<ч А
3 Ча
a
и
3
a
a
3
I
A
И
3
a
и
3
a
a
a
3
C :
i
a
и
3
a
A
и
3
( :
a
a
и
3
a
a
a
3
a
A
a
3
C
a
a
и
3
( :
a
a
и
3
a
a
и
3
a
a
a
3
I
A
и
3
C :
( :
<э-
гч з
, л, ч>
f4 3
< ? <>. /
,1
Л У/ г,
«Z 3 •
* 3 7/ •
f<?A I
Д У/ ... ®
<4 3 е
з у/
? ?
>
a
a
и
3
Ll <ч А
А;1
. А й I :
?•
^.1
- А ’ .
1 <ч ?
Ч А Я
3 Ч.
“Ъ I
ч
a
a
a
3
a
a
a
3
a
a
a
3
<{< |
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
a
3
I
A
a
3
I
A
a
3
a
a
a
3
a
a
a
3
a
a
и
3
a
a
a
3
a
и
3
a
a
и
3
4
С:? <«
( :
г ir
<а
с, Vi
3 ч|
( : 3 1’|
А -
3 *[<
<; 7 '
i
i
a
и
I
A
и
3
I
A
a
3
I
A
id
3
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
a
3
I
A
и
3
a
a
a
3
a
a
a
3
a
a
a
3
a
a
и
3
I
a
и
3
i
a
и
3
( :
4 |
;: “ %-
4
I
< : ? V
J «1 А '
чq< ।
q?
i
I
A
и
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
a
3
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
и
3
a
a
a
3
a
a
a
3
a
a
a
3
a
a
a
3
I
A
и
3
a
и
3
( 3,
Ч s
. V
• ‘Ч
q<'
. ?
А
г1
<ч А
1 (s
i
I
A
и
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
a
3
(66)
4 |
a
a
и
3
a
a
и
3
4 |
a
a
a
3
( :
a
a
и
3
a
a
и
3
4
a
a
a
3
a
a
a
3
a
a
a
3
(67)
4'
a
a
a
3
a
a
и
3
I
A
и
3
a
a
a
3
a
a
a
3
a
a
a
3
(Среднего дробления
зтр подвижного ко-
{Ci оротов экцентрико-
<4 Л
/ ч<.
a
a
и
3
I
A
И
3
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
И
3
I
A
И
3
I
d
и
3
I
A
И
3
I
A
и
3
(68)
I
A
и
3
7 Ч
<4? 1
- - ? ''
I
A
и
3
ч
< %-
i
a
a
и
I
A
и
3
I
d
и
3
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
и
3
I
A
И
3
-7 'Ч
:: ? 1
3 Ч'|
aS
'<.(? <
; I
я
i
I
A
I
A
И
3
I
A
И
3
V
I
A
и
3
I
A
и
3
а, имеющих значи-
амается то же число
алок среднего дроб-
здвижения к выход-
юнусами.
определении произ-
спользуется схема,
63
I
A
и
3
.. ? V
<ч А
(: Vi
<Ci й
J , гК
< А ч'
<ч А
I
A
a
3
I
A
I
A
и
3
1
A
И
3
I
A
И
3
I
A
И
3
( :
<С1 с?
Рис. 38. Расчетная схема ко-
нусной дробилки КСД
Проф. М. я. Сапожников рекомендует число оборотов, получе
ных по формуле (64), уменьшить примерно на 10%, так как фактич
ски материал тормозится о стенки конусов и скорость его движем
уменьшается. $
Приняв эту поправку, окончательно получим для дробилок кру|
ного дробления число оборотов в секунду
n=0,71 /tgp + tgP1.
(Й
Чтобы определить число оборотов эксцентриковой втулки дроб!
лок КСД и КМД, принимают, что:
кусок дробимого материала в камере дробления скользит пс
действием силы тяжести по наклонной поверхности дробящего конус
(силы инерции не учитываются);
за время прохождения параллельной зоны кусок дробимого мат
риала должен быть минимум один раз сжат дробящими поверхности#
конусов.
Если угол между образующей дробящего конуса и основан»
составляет у (рис. 38, а), то во время работы дробилки наклон пове]
ности дробящего конуса к горизонту изменяется от у — р до у ф
При выводе формулы может быть принят средний-угол накло
т.е. у. Силы,действующие на кусок дробимого материала в камере Д'
бления, показанына рис. 38, б. Составляющими силы тяжести G ку(
являются силы N — G cos у и Т = G sin у, направленные нормал!
и параллельно к поверхности скольжения. Сила трения F —
= fG cos у (где/ — коэффициент трения кусков материала о повер
ность конусов) направлена в сторону, противоположную скольжени)
Сила, заставляющая кусок материала двигаться по наклон^
плоскости, равна
Т — F = G sin у — fG cos у = G (sin у — f cos у). . ;
Эта сила не изменяется, поэтому под действием ее кусок буг
Двигаться равноускоренно.
€2
Если а — ускорение куска, то
та = Т — F = G (sin у — f cos у)
или
a=^(siny—/cosy) = -^;
откуда
v = g (sin у — f cos у) t + C.
При t = 0 скорость куска v тоже равна нулю, значит и постоян-
ная интегрирования С = 0.
Так как
o = -^ = g(slny —fcosy)/,
то путь
S = 4” (sin У — f cos у) + Cv
Постоянная С\ также равна 0, так как при t — 0 S-.— 0.
Время одного оборота эксцентриковой втулки равно t = 1/п.
За это время согласно начальным условия]/ кусок материала должен
пройти путь, равный или меньший длине параллельной зоны I 3.
Тогда
) (sinу—/cosy), (66)
или
(67)
где и, об/с.
Длина параллельной зоны для дробилок среднего дробления
принимается, как правило, 1/13р, где D—диаметр подвижного ко-
нуса (рис. 38, а). Тогда окончательно, число оборотов экцентрико-
вой втулки в секунду
(68)
Для конусных дробилок мелкого дробления, имеющих значи-
тельно большую длину параллельной зоны, принимается то же число
оборотов эксцентриковой втулки, что и для дробилок среднего дроб-
ления. При этом кусок материала по мере его продвижения к выход-
ной щели несколько раз сжимается дробящими конусами.
Производительность конусных дробилок. При определении произ-
в°Дительности дробилок крупного дробления используется схема,
63
показанная на рис. 37. Принимается, что за один оборот вала из дро-
билки выпадает кольцо материала сечением (м3)
F = + (69)
где
tg Р.+ tg ₽i ‘
(70)
Средний размер выпадающего кольца принимается приближенно
равным диаметру подвижного конуса внизу Пн, тогда объем кольца
V (м3)
V—aDa 2 ’tgp + tgpj
у — 2nD (zJ,~r)r
tgp + tg₽i >
(71)
где
z — величина выходной щели (за величину выходной щели
для конусных дробилок принимается расстояние между
дробящими конусами при их максимальном сближе-
нии), м;
г — эксцентриситет вала на уровне выходной щели, м;
0 и — углы образующих дробящих конусов к вертикали,
градусы.
Производительность дробилки (м3/с)
Q = Vp.n,
(72)
где V — объем кольца материала, выпадающий за один оборот;
втулки, м3;
р — коэффициент разрыхления материала; <
п — частота вращения втулки об/с.
Подставив значение V из формулы (71) в выражение (72), получи!
производительность конусных дробилок крупного дробления (м3/§
п _ 2лОнцпг (г + г)
tgp+tgPi •
При расчете производительности конусных пробилок средне!
дробления принимают, что за один4 оборот эксцентриковой втулк
кусок материала проходит длину параллельной зоны, тогда за оди
оборот из дробилки выгрузится порция материала объемом (м3)
V = nzlDc,
где z — ширина параллельной зоны (величина выходной щели), к
I — длина параллельной зоны, м;
Dc — диаметр окружности, описываемой центром тяжести сече
ния материала, заключенного в параллельной зоне.
64
Для упрощения расчета принимактг Ьс = D (где D — диаметр
подвижного конуса)* тогда производительность дробилки (м8/ч)
Q = pjinz/D, (74)
где р — коэффициент разрыхления, равный 0,45.
Пример 5. Определить число оборотов эксцентриковой втулки и
производительность конусной дробилки среднего дробления с диа-^
метром основания подвижного конуса 900 мм (КСД-900).
Исходные данные: диаметр конуса D = 0,9 м, угол наклона обра-
зующей конуса к его основанию у = 40°, длина параллельной зоны
I = 0,075 м, ширина выходной щели z = 0,02 м, коэффициент трения
кусков материала о поверхность конусов f = ОД.
Согласно формуле (68) число оборотов Эксцентриковой втулки
в секунду должно быть
„ _ 1 / sin 40° — 0,3 cos 40° _ - 1 / 0,634 — 0,3-0,772 с
п>7,5 у---------------------— 7,5 у----------------,^5.
У серийной конусной дробилки марки СМ560А с драметром ко-
нуса 900 мм число оборотов эксцентриковой втулки составляет
5,5 об/с.
Производительность дробилки '*
Q = 0,45-3,14-0,9-5,5-0,02-0,075 = 0,01 м3/с,
или 36 м3/ч, что соответствует паспортной производительности дро-
билки данного типоразмера.
Равнодействующая усилий дробления для дробилок среднего и
мелкого дробления определяется исходя из условий, создаваемых
предварительной затяжкой амортизационных пружин. При этом
полагают, что сила этой затяжки при нормальной работе дро-
билки удерживает верхнюю
часть машины (опорное кольцо)
в постоянном контакте с кор-
пусом дробилки, т. е. сила за-
тяжки выбрана с некоторым за-
пасом по сравнению с реально
действующими усилиями дроб-
ления.
Расчетная схема для опреде-
ления равнодействующей уси-
лия дробления Рд изображена
на рис. 39.
Согласно работам проф.
С. А. Панкратова равнодейст-
вующая приложена в точке, на-
ходящейся на середине зоны
Дробления. Согласно условию
верхняя часть дробилки нахо-
дится в равновесии под дей-
ствием всех внешних сил. -
5 Заказ 1376 65
Рис. 39. Схема для определения усилий
дробления в конусной дробилке
Рис. 41. Схема разложения равнодей-
ствующей усилий дробления
Уравнение моментов всех сил относительно точки А:
РpLp + FtPLf (Gb -|- Pпл) R = 0 x
или 4
РЯЬР + fPRLF - (GB + Pnn) R = 0;
откуда максимальное значение равнодействующей усилий дробления
(Н)
Р __ (Св + РцП) R
^Д- Lp + fLF ’
где GB — сила тяжести верхней части дробилки, Н;
Рп — усилие предварительной затяжки одной пружины,
Н;
п — число пружин;
R — расстояние от оси дробилки до точки А, м;
LP и Lf — плечи сил относительно точки А, м;
f — коэффициент трения подвижного конуса о дробимый
материал.
Согласно исследованиям, проведенным проф. С. А. Панкратовым
и его учениками, равнодействующая усилий дробления находится
в плоскости, проходящей через ось подвижного конуса, причем эта
плоскость составляет с плоскостью, проходящей через ось подвиж-
ного конуса и ось дробилки, угол а, названный углом опережения.
Практически угол а = 15 ч-20°. На рис. 40 изображена схема, пояс-
няющая угол опережения, на рис. 41 — сечение подвижного конуса
плоскостью I (см. рис. 40), в которой расположена равнодействующая
сил дробления и реакции, вызываемые этой силой.
66
Усилие дробления Ра воспринимается сферическим подпятником
и эксцентриковой втулкой и вызывает соответствующие реакции Рсф
и Рэ. При равновесии конуса линии действия этих сил должны пере-
секаться в одной точке. Зная равнодействующую сил дробления PR
и точку ее приложения, а также приняв положение реакции эксцен-
триковой втулки посредине высоты эксцентрика, определим графи-
чески реакции сферического подпятника Л?сф и эксцентрика Рэ.
Усилия Рд, Ясф и 7?э являются исходными для прочностного расчета
элементов дробилки. При работе дробилки эти усилия не остаются
постоянными, а изменяются от минимальных до максимальных.
В некоторых случаях, например при определении работы или мощ-
ности, расходуемой на дробление, нужно принимать усредненные
значения усилий.
Проф. В. А. Олевский предлагает следующую эмпирическую фор-
мулу для определения средних усилий дробления в дробилке КСД (Н)
P--46F-104, (76)
где F — площадь боковой поверхности дробящего конуса,- м2..
Силы инерции в конусных дробилках и их уравновешивание.
Конусная дробилка имеет две неуравновешенные вращающиеся
массы: подвижный конус и эксцентриковую втулку. При работе эти
массы создают большие инерционные силы, которые необходимо урав-
новесить, чтобы уменьшить нагрузки на детали машины и фундамент.
При малых углах прецессии конуса у центробежная сила инерции
конуса
рк = (77)
где т — масса конуса, кг;
<»э — угловая скорость эксцентриковой втулки, 1/с;
zm — расстояние от неподвижной точки конуса до его центра тя-
жести, м.
На рис. 42, а показана схема сил инерции, действующих на конус.
Приложив в неподвижной точке О конуса две взаимоуравновешиваю-
щие силы Рк, получим, что на конус действуют момент Л1О — PKzm
относительно оси О и сила Рк, приложенная в точке О.
Мгновенное вращательное движение конуса относительно точки О,
вызванное системой, состоящей из момента и силы, можно заменить
одной силой Р, приложенной в центре равнодействующей инерцион-
ных сил конуса, в так называемом центре удара (ЦУ). Расстояние
от неподвижной точки конуса до линии действия силы Р (м)
----р •
Сила инерции, возникающая при вращении эксцентриковой
втулки (рис. 42, б), (Н)
jtJ2
Рэ=р—^М<,£эср, (78)
5* 67
a)’ 6) \
Рис. 42. Схемы сил инерции, действующих:
а — на подвижный конус; б — на эксцентриковую
втулку
где р — плотность материала эксцентриковой втулки, кг/м3;
dK сР — средний диаметр конической расточки, м;
h — высота эксцентриковой втулки, м;
е3ср— средний эксцентриситет оси расточки, м; "
— угловая скорость эксцентриковой втулки, рад/с.
Принимают, что сила Р3 приложена посредине высоты экс-
центриковой втулки.
Силы инерции конуса и эксцентриковой втулки уравновешивают
противовесом, располагаемым обычно на шастерне эксцентриковой
втулки.
Условие полного уравновешивания дробилки (рис. 43, а) опреде-
ляется системой уравнений
PzK—Рэгэ-Рпргпр = 0; (79)
[Р-Рэ-Рпр = 0, (80)
где Р, Рэ, Рпр — инерционные силы соответственно конуса, экс-
центриковой втулки и противовеса;
2к> гпр — расстояние от линии действия указанных инер-
ционных сил до неподвижной точки конуса (цен-
тра качания).
Следует отметить, что полная динамическая балансировка конус-
ной дробилки практически невыполнима, так как для этого расстоя-
ние znp должно быть меньше zK, что конструктивно осуществить невоз-
можно. Поэтому, чтобы свести неуравновешенные инерционные силы
к минимуму, противовес располагают как можно ближе к месту при-
ложения инерционных сил Рконуса.
68
Для расчета противовеса, представляющего собой чаще всего
кольцевой сектор прямоугольного сечения (рис. 43, б), пользуются
формулой инерционной силы противовеса, (Н)
Рп₽ = тп^3У, (81)
где тпр — масса противовеса, кг; -
ю —угловая скорость эксцентриковой втулки, рад/с;
У — эксцентриситет центра тяжести противовеса, м.
Статический момент массы противовеса
s.ip = тпРУ- <82)
Для противовеса, выполненного в форме кольцевого сектора пря-
моугольного сечения,
^р^-^р^-^В;
«пр
« пЗ sin —~'
2 ^4—'«I 2
У~~Ъ Rl-R\ «пр. ’
2
гДе апр — Угол кольцевого сектора противовеса, градусы;
р — плотность материала противовеса, кг/м3;
Т?2 и Ri — наружный и внутренний радиусы, м;
В — толщина противовеса, м.
Подставив значения тпр и у в уравнение (82), получим
Snp = -|-pB(/?2— ^sin^P. (83)
Мощность двигателя. При работе конусной дробилки с консоль-
ным валом подвижного конуса энергия двигателя расходуется на
69
преодоление моментов равнодействующей сил дробления, трения на
сферической опоре, трения в эксцентриковом узле.
Момент равнодействующей силы дробления в Н-м
ЛГдр = Ре sin a cos <р, (84)
где Р — среднее значение равнодействующей усилий дробления, Н; .
е — эксцентриситет (расстояние между осью конуса и дро-
билки в горизонтальной плоскости действия горизонталь-
ной составляющей равнодействующей усилия дробления), м; ’
а — угол опережения равнодействующей сил дробления, гра- (
дусы; ]
<р — угол между равнодействующей сил дробления и горизон- '
тальной плоскостью, градусы (см. рис. 41).
Момент трения на опорной сферической поверхности конуса, J
приведенный к эксцентриковому валу у
^тр. сф > (85) i
где г — плечо действия силы трения /х7?Сф относительно мгновен- -
ной оси конуса (расстояние между двумя перекрещиваю-
щимися прямыми, см. рис. 40), м;
/1 — коэффициент трения на сферической поверхности конуса
можно принять /у 0,02; \
/?сф—реакция сферы, Н;
(ом — мгновенная угловая скорость конуса, рад/с;
соэ — угловая скорость эксцентриковой втулки, рад/с.
Момент трения в эксцентриковом узле определяют так. Эксцентри-
ковый узел имеет две значительные поверхности трения: вала подвиж-
ного конуса во внутренней расточке эксцентриковой втулки и по-
верхности трения эксцентриковой втулки в стакане корпуса. Можно ’
принять, что момент трения j
Мтр.э^/эЯэО'в+ >•«), (86)
где — коэффициент трения на поверхностях эксцентриковой
втулки; при номинальном режиме работы можно при-
нять /э = 0,05;
Рэ — реакция эксцентриковой втулки, определяемая графи-
чески (см. рис. 41);
гв и га — внутренний (усредненный) и наружный радиусы экс-
центриковой втулки.
Средняя необходимая установочная мощность двигателя (кВт)
.. (Мдр+Л1тр. сф+Мтр. э) й)э
N = --------102^-------’ (87)
где т) — к. п. д. передачи от эксцентриковой втулки до электродви-
гателя.
К. п. д. дробидки
„ ____Мдр_________ /gg\
^др 4“ -^тр. сф + А4Тр. э
70
формулой (87) можно пользоваться при приближенном расчете
установочной мощности двигателя конусных дробилок. Выбранные
значения установочной мощности электродвигателя должны коррек-
тироваться с учетом практических данных о работе дробилки данного
типоразмера. Обычно установочную мощность электродвигателя
конусных дробилок рассчитывают по эмпирическим формулам.
Проф. В. А. Олевский считает, что потребляемая мощность при
работе конусной дробилки крупного дробления No (кВт) пропорцио-
нальна квадрату диаметра основания подвижного конуса D (м), экс-
центриситету г (м) в плоскости выходной щели и числу оборотов по
эксцентриковой втулки в секунду.
No = 60KD*rno, ! (89)
где К — коэффициент, значения которого изменяются в зависимости
от характеристики перерабатываемых пород; для прочных
пород К = 24.
При определении установочной мощности двигателя N (кВт)
следует учитывать пиковые нагрузки и поэтому мощность двигателя
нужно увеличивать на 50%, т. е.
. ДГдв = 1,5А0 = 2160£>агпо. (90)
Для определения установочной мощности двигателя дробилок
КСД и КМД (кВт) В. А. Олевский рекомендует формулу
12,6D2n0, (91)
где D — диаметр основания подвижного конуса, м;
п0 — число оборотов эксцентриковой втулки в секунду.
Если известны характеристики исходного материала DCB и гото-
вого продукта dCB, то мощность привода дробилок рекомендуется
определять по формуле (24).
Г л а в а 4. ВАЛКОВЫЕ ДРОБИЛКИ
§ 1. ОБЛАСТЬ ПРИМЕНЕНИЯ И КЛАССИФИКАЦИЯ
Основным рабочим органом валковой дробилки является цилиндриче-
ский валок, вращающийся на горизонтальной оси. Подлежащий дроб-
лению материал подается сверху, затягивается между валками или
валком и футеровкой камеры дробления и в результате этого дро-
оится.
По конструктивному исполнению валковые дробилки бывают
одно-, двух- и четырехвалковые. В последнем случае одна пара вал-
ков располагается над другой, т. е. четырехвалковая дробилка
°жет рассматриваться как две двухвалковые дробилки, смонтиро-
ванные в один корпус.
71
Рис. 44. Принципиаль-
ная схема двухвалковой
дробилки
Поверхности Ёалков бывают- гладкий,"
рифленые, ребристые и зубчатые. Сочета-,
ния дробящих поверхностей может быть раз- ’
личным: например, оба валка могут иметь '
гладкую поверхность, или один гладкую, «
другой — рифленую и т. д. ;
При одинаковом диаметре рифленые и ‘
зубчатые валки могут захватывать более!
крупные куски материала, чем гладкие. Так,
если D — диаметр валка, d — диаметр куска
материала, то при дроблении пород средней прочности соотноше-
ние Did для гладких валков составляет 17—20, для рифленых и
зубчатых 2—6.
Промышленные валковые дробилки имеют диаметр валка 400—%
1.500 мм и длину, равную 0,4—1,0 диаметра (длина зубчатых4 валков
может быть больше, чем диаметр).
Валковые дробилки применяют для среднего и мелкого дробления
материалов в основном средней прочности (до <гсж = 150 МН/м2) на:
гладких и рифленых валках и мягких (до стсж = 80 МН/м2) — на зуб-
чатых валках.
В промышленности строительных материалов наиболее распро-^
странены двухвалковые дробилки. Такие дробилки особенно удобны
для измельчения влажных и вязких материалов (например, глин|,;
так как другие дробильные машины забиваются подобными материа-
лами, а на валковых дробилках могут быть установлены специальные:
скребки, снимающие налипший материал с поверхности валков. <
Принципиальная схема двухвалковой дробилки показана на
рис. 44. Валки вращаются навстречу один другому и дробят попав-
ший между ними материал, раздавливая его при этом и частично исти-
рая. Иногда для увеличения истирающего эффекта, необходимой'
при измельчении некоторых материалов, валкам сообщают разнук
окружную скорость.
Подшипники вала одного из валков опираются на пружины и мо
гут перемещаться. В результате этого при попадании недробимоп
предмета один валок может отойти от другого и пропустить недроби'
Рис. 45. Кинематические схемы валковых дробилок
72
мый предмет, после чего под действием пружин возвратится в исход-
ное положение.
Привод валков осуществляется так, как показано на рис. 45.
От двигателя через клиноременную и шестеренчатую передачи при-
водится во вращение один валок, другой валок связан с первым ше-
стернями с удлиненными зубьями, допускающими отход валков при
пропуске недробимых предметов (рис. 45, а). Такое кинематическое
решение довольно сложно, кроме того, оно не обеспечивает нормаль-
ную работу шестерен с удлиненными зубьями в условиях динамиче-
ских нагрузок и абразивной пыли. Поэтому в последнее время каж-
дый валок стали приводить от электродвигателя (рис. 45, б) или через
редуктор и карданные валы (рис. 45, в).
§ 2. КОНСТРУКЦИЯ
На рис. 46 показан общий вид валковой дробилки с двумя валками,
один из которых гладкий, другой рифленый. Подшипники одного из
валков крепятся к корпусу дробилки 1, подшипники другого кре-
пятся к подвижной раме 3, соединенной с корпусом шарниром 2.
В верхней части корпус и рама связаны между собой предохра-
нительным механизмом 4, состоящим из системы тяг и пружин,
позволяющих регулировать зазор между валками, а также допускаю-
щих расхождение валков при попадании недробимого предмета.
В этом случае валок вместе с подвижной рамой и установленным на
ней электродвигателем поворачиваются вокруг шарнира и зазор
между валками увеличивается. После прохождения недробимого
предмета пружины возвращают валок в первоначальное положение.
Усилие, необходимое для дробления материала, обеспечивается пред-
варительным поджатием пружин.
Рис. 47. Схема дезинтеграторных
вальцов
Каждый валок имеет шкив, по-
этому при работе дробилки разви-
вается дополнительный маховой мо-
мент, в результате чего дробление
материала происходит более равно-
мерно.
Привод каждого валка осущест-
вляется клиноременной передачей от
электродвигателей, установленных
на корпусе и подвижной раме, по-
этому при расхождении валков меж-
центровое расстояние клиноременной
передачи не изменяется.
Бандаж валка состоит из от-
дельных секторов, что позволяет
быстро, не разбирая дробилки, заменять износившиеся бандажи.
Бандажи изготовляют из марганцовистой стали.
В промышленности строительных материалов для переработки
глиняной массы и удаления из нее камней применяют так называе-
мые дезинтеграторные вальцы (рис. 47). Они состоят из двух валков,
из которых валок 1 большего диаметра имеет гладкую поверхность,
а на рабочей поверхности валка 3 меньшего диаметра предусмотрены
ребра высотой 8—10 мм. Ребристый валок совершает 500—600 об/мин",
гладкий 50—60 об/мин.
Исходный материал загружается в воронку 2 и поступает на
быстроходный валок. Комок глины, ударяясь о ребро валка, деформи-
руется, «теряет» скорость и затягивается в зазор между валками.
Твердые включения, например камни, будут отбрасываться ребрами
валка и попадать в отводной лоток. Таким образом, в дезинтегратор-
ных вальцах измельчение глины сочетается с ее очисткой от твердых'
примесей.
Для переработки глиняной массы предназначены также дырчатые
вальцы конструкции ВНИИСтройдормаша. На рис. 48 показаны
общий вид (рис. 48, а) и кинематическая схема (рис. 48, б) дырчатых
вальцов. Они состоят из тихоходного / и быстроходного 2 валков,
каждый из которых приводится во вращение от отдельного электро-/
двигателя 3 через редуктор 4 для быстроходного валка и через ре-‘
дуктор 4 и зубчатую пару 5 для тихоходного валка. Тихоходный ва-
лок опирается на предохранительные пружины 6 и при попадании'
в исходном материале недробимых предметов может отходить от бы-
строходного валка, пропуская этот предмет.
Поверхности валков дырчатые. Исходная масса подается в при-
емную воронку и затягивается между двумя валками, вращающи-
мися навстречу один другому, где глиняная масса разминается, расти-
рается благодаря разной окружной скорости валков и продавли-
вается сквозь отверстия внутрь валков; далее она попадает на отво-
дящий конвейер. При этом твердые включения, имеющиеся в глиня-'
ной массе, дробятся, так как сила предварительного натяжения пру-
жин тихоходного валка рассчитана на такие усилия,
74
Рис. 48. Дырчатые вальцы
В валковых дробилках чаще всего изнашивается средняя часть
бандажей (по длине), в результате чего крупность дробленого про-
дукта получается неравномерной. Поэтому на некоторых дробилках
предусмотрены устройства, более равномерно распределяющие по
длине валков исходный материал, а также приспособления для про-
точки бандажей во время профилактических ремонтов.
§ 3. РАСЧЕТ ОСНОВНЫХ ПАРАМЕТРОВ
Угол захвата в валковых дробилках — это угол между двумя
касательными к поверхности валков в точках соприкосновения с дро-
бимым материалом.
На кусок дробимого материала (рис. 49), имеющего форму шара
и массу т, которой ввиду ее незначительности можно пренебречь,
действуют силы давления Р от обоих валков и силы трения, равные
fP, где f — коэффициент трения материала о валок (для упрощения
эти силы показаны на рис. 49 для одного валка).
Кусок затягивается валками,
если
2Pf cos а Зг 2Р sin а (92)
или
f > tga,
a так как f — tg <р, где ф —угол
трения, то а < ф. Но р = 2а,
значит
₽ < 2<р, (93)
т' е- так же как для щековых и
к°нусных дробилок, угол захвата
Рис. 49. Расчетная схема валковой
дробилки
у валковых дробилок для нормального процесса дробления не должен
превышать двойной угол трения.
Размер куска, захватываемого валками, можно определить,
пользуясь схемой на рис. 49.
Если О — диаметр валка, d — диаметр куска материала, а — ши-
рина выходной щели, то
7 D . d \ Л D , а
+ ~г) C0S а~~2 + ~2 ’
(D 4- d) cos а = D -|- а.
Разделив правую и левую часть уравнения (94) на d, получим
(+ 1 ) cos а =~г + ~г •
\ а ' J d ' d
(94)
(95)
Степень измельчения в валковых дробилках в среднем равна 4,
тогда a/d = 0,25. Подставив это значение в уравнение (95), получим
D ___ cos а — 0,25
d 1 — cos а ’ (96)
Коэффициент трения f для прочных пород принимается равным
0,3, для влажной глины 0,45. При таких значениях f угол а будет
соответствовать 16° 40' и 24° 20', а отношение Did для прочных пород
D _ cos 16°40' - 0,25 _ .
d ~ 1 — cos 16°40' ~1Z’ (97)
для влажных глин
D cos24°20' — 0,25
d ~ 1 — cos 24°20'
(98)
Обычно для гладких валков отношение Did принимают равным 20,
для зубчатых и рифленых валков 2—6, так как в последнем случае
кусок материала затягивается при непосредственном захвате его по-
верхностью рабочего органа.
Производительность валковых дробилок можно вычислить, если
представить процесс дробления как движение ленты материала.
За один оборот валка объем ленты материала (м3),
прошедший
черед;
выходную щель,
V = nDLa,
(99)
где D — диаметр валка;
L — длина валка;
а — ширина выходной щели, г
Значит, при п оборотах валка в секунду производительность дро-
билки (м3/с)
Q = nDLan. (100)
Так как обычно длина валка используется неполностью и мате-
риал выходит из дробилки в разрыхленном виде, а не плотной лентой,
76 1
то в формулу производительности вводят коэффициент р, учитываю^
щий степень разрыхленности материала. Для прочных материалов
принимают ц = 0,2 4-0,3; для влажных вязких ц = 0,4 4-0,6.
При работе машины на прочных материалах под действием усилий
дробления предохранительные пружины несколько деформируются
и валки расходятся, поэтому в расчетах величину выходной щели
назначают равной 1,25а. В формулу вводят также объемную массу
дробимого материала у (кг/м3). Тогда, окончательно, производитель-
ность валковой дробилки (кг/с)
Q = 1,25лПГамру. (101)
Частоту вращения валков в об/с определяют по формуле,
предложенной проф. Л. Б. Левенсоном,
«наиб ==S Ю2,5 (102)
где / — коэффициент трения материала о валок;
d — диаметр куска исходного материала, м;
D — диаметр валка, м.
Частота вращения валка должна быть тем меньше, чем больше его
диаметр, чем больше диаметр поступающих кусков и их объемная
масса и чем меньше коэффициент трения между куском материала и
валками. Формулой (102) определяется максимально возможная
частота вращения валков. Для уменьшения износа бандажей и более
устойчивой и спокойной работы валковой дробилки окружную ско-
рость валков назначают 2—7 м/с. ГОСТ 18266—72 для каждой дро-
билки основного ряда рекомендует число оборотов, обеспечиваю-
щее окружную скорость валков от 3 до 6 м/с.
Усилия в деталях валковой дробилки определяются нагрузкой,
которая создается пружинами предохранительного устройства.
Необходимая величина этой нагрузки зависит от многих факторов и
может бытв вычислена лишь приближенно.
Предположим, что суммарное усилие между валками при дроб-
лении материала равно Р, Н. Площадь (м2), на которой будет дей-
ствовать это усилие,
Р = Ы, (103)
гДе L — длина валков, м;
/ = Ра = —------длина дуги на участке измельчения материала, м;
Р — радиус валка, м;
а — угол дуги, рад.
При измельчении прочных материалов а = 16°40', тогда
I = 7? 0,29 = 0.145D, (104)
гДе I в м.
При измельчении глин а = 24°20'
1 = Р 0,43 = 0,215D. (105)
77
Суммарное усилие дробления (И)
Р — oF\i — оА/р,
где о — предел прочности материала при сжатии, Н/м2;
р — коэффициент разрыхления материала (для прочных пород
р. ~ 0,24-0,3; для глины р. = 0,4 4-0,6).
Подставив значения 1 и р, получим
для прочных пород
Р & 0,04oLD; (106)
для глин
Р 0,loLD. (107)
Установочную мощность электродвигателя валковой дробилки
можно определить, если учесть мощность, затраченную на преодоле-
ние всех сопротивлений при работе машины.
Суммарная затраченная мощность (кВт)
•^общ ~ 1 + ^2 + з- (108)
Мощность, необходимая на дробление материала, в кВт
1^ = Ап,
где А — работа, совершаемая валком за 1 оборот; ~
п — частота вращения валка.
Мощность, затраченная на преодоление сил трения материала
о валок, (кВт)
М2 = fN,
где f — коэффициент трения материала о валок.
Мощность, затраченная на трение в подшипниках,
N3 = nd2fGn,
где d — диаметр шейки вала, м; ;
f — коэффициент Трения качения, приведенный к валу электро-
двигателя;
G = VrQr + Pep — нагрузка на подшипники, Н;
Q — сила тяжести валка, Н;
Рср — среднее усилие дробления, Н (принимается, что усилие Р '
направлено горизонтально).
Установочная мощность электродвигателя для валковой дро-
билки (кВт)
ДГ = ^общ __ У1 Н~ ^2 Ч~ Рз
ДБ Т]
(Ю9)
Л
где т] — к. п. д. передачи.
Если фактическая степень дробления известна, то необходимую
мощность электродвигателя можно определять, пользуясь форму-
лой (24).
78
Глава 5. БЕГУНЫ
§ 1. ОБЛАСТЬ ПРИМЕНЕНИЯ И КОНСТРУКЦИЯ
Бегуны применяют для мелкого дробления (размер зерен 3—8 мм)
и грубого помола (0,2—0,5 мм) глины, кварца, шамота и других
строительных материалов.
По сравнению с другими машинами для измельчения материала,
например валковыми дробилками, в общем случае бегуны менее эф-
фективны. Поэтому их следует применять только тогда, когда это
вызывается специальными технологическими требованиями, на-
пример, когда наряду с измельчением необходимо обеспечить уплот-
нение, растирание, обезвоздушивание массы (например, при пере-
работке глины).
Бегуны представляют собой один, чаще всего Два, массивных
катка, которые, перемещаясь по какой-либо поверхности, раздавли-
вают (измельчают) своей массой находящиеся на этой поверхности
куски материала. Размеры и масса катков является характеристи-
кой бегунов.
На рис. 50, а, б, в изображены кинематические схемы бегунов
основных типов, выпускаемых машиностроительной промышлен-
ностью.
Бегуны с неподвижной чашей и нижним приводом применяются
Для мокрого измельчения. Они предназначены для измельчения
глин влажностью более 15%. Размер (диаметр Xширина) катков
таких бегунов от 1200x300 до 1800x550 мм, масса соответственно
от 2 до 7 т, производительность 10—28 т/ч, расход энергии около
1,4 кВт ч/т.
К верхней части вертикального вала 1 шарнирно крепятся криво-
шипы осей 2 катков 3 и 4. Катки при вращении вала катятся по не-
подвижной чаше 5, вращаясь при этом вокруг своих горизонтальных
Рис. 50. Кинематические схемы бегунов
79
Рис. 51. Бегуны для сухого измельчения
осей 2. Шарнирное крепление осей к валу с помощью коленчатого |
рычага обеспечивает поднятие или опускание катков в зависимости |
от толщины слоя материала на чаше, а также безаварийное перека- J
тывание по твердым частицам или недробимым предметам. «
Катки находятся на разном расстоянии от вертикального вала, -1
чтобы их дорожки перекрывали возможно большую площадь чаши, я
Вертикальный вал получает вращение от двигателя и редуктора Я
через коническую пару 6. Дно чаши бегунов состоит из отдельных Я
плит с овальными отверстиями, размер которых выбирается в зави- Я
симости от степени измельчения и достигает от 6X30 до 12x40 мм.-Я
Чтобы отверстия не забивались, их делают уширенными книзу. Я
Катки бегунов измельчают, растирают глину и продавливают ееЯ
сквозь отверстия плит. К валу крепятся поводки со скребками, ко-Я
торые очищают борта и дно чаши от налипшей глины и равномерно Я
подают ее под катки. Глина, прошедшая сквозь отверстия, направ--Я
ляется в спускной лоток. Бегуны для мокрого измельчения имеютЯ
катки шириной Ь, диаметром £)к и чашу диаметром D4. Причем Я
DK = (3,25-^3,65) b; D4 = 5b. Я
Бегуны для сухого измельчения (рис. 50, б, 51) имеют вращаю- Я
щуюся чашу и верхний привод. Размер катков у таких бегунов от Я
600x200 до 1800x450 мм, масса до 7 т, производительность 0,5—Я
10 т/ч, расход энергии от 2,2 до 4 кВт ч/т. Я
8р Я
Катки 3, 4 бегунов расположены на горизонтальной оси 2 и вра-
щаются на ней, увлекаемые силами трения при вращении чаши 5.
Концы горизонтальной оси катков находятся в направляющих 7,
по которым ось с катками может перемещаться вверх и вниз в зави-
симости от слоя материала в чаше или при попадании под каток не-
дробимого тела.
На верхней части вертикального вала 1 расположена коническая
зубчатая пара 6, получающая вращение от привода. В нижней части
вала 1 жестко крепится ступица чаши. Дно чаши у центра и под кат-
ками выложено сплошными плитами, а по периферии чаши уклады-
вается кольцевое сито 8.
Скребковые устройства равномерно подают поступающий сверху
из загрузочной воронки исходный материал под катки, а измельчен-
ный — на кольцевое сито. Не прошедшие сквозь отверстия сита
куски материала снова подаются скребками под катки. Просеянный
материал поступает на неподвижный поддон, с которого подается
скребком в сборный лоток.
У бегунов рассмотренных конструкций (рис. 50, а, б) частота
вращения вертикального вала составляет всего 0,3—0,6 об/с, что
обусловливает низкую производительность бегунов. Возрастание
же числа оборотов вызовет увеличение центробежных сил и потре-
бует в бегунах с неподнятой чашей более сложного крепления бан-
дажей и ступиц бегунов к осям, а также более тщательной динами-
ческой балансировки вращающихся масс, а в бегунах с вращающейся
чашей измельчаемый материал будет отбрасываться к бортам чаши.
На рис. 50, в показана схема бегунов, допускающих работу на
более высоких скоростях (до 0,9 об/с). Такие бегуны применяются
для сухого измельчения. Они имеют вращающуюся чашу. Измель-
ченный материал выгружается под действием центробежных сил
в зазор между дном 9 и 'бортом 10 чаши. Ширина зазора регули-
, руется. Частицы, величина которых больше чем зазор, подаются
скребками снова под катки. Производительность бегунов достигает
75 т/ч, расход энергии 0,7—1 кВт-ч/т; масса катков 5—6,5 т, что
обеспечивает интенсивное измельчение материала.
। Оси 11 катков 3, 4 соединены тягами 12 с поперечиной 13, которая
через пружину опирается на раму. Пружина рассчитана так, что,
если в чаше нет измельчаемого материала, то зазор между катком
и дном чаши составляет 8—10 мм. При работе машины катки подни-
маются, освобождая пружину (а значит и раму) от нагрузки. Бла-
годаря такой конструкции подвески катков облегчается пуск бегу-
нов и снижаются нагрузки на оси катков. Привод бегунов может
быть нижний или верхний.
Имеются бегуны, у которых применяются облегченные катки,
а необходимая для измельчения сила нажатия обеспечивается допол-
нительным пружинным, гидравлическим или пневматическим уст-
ройством. Схема таких бегунов изображена на рис. 52.
\ К неподвижной стойке 1 бегунов шарнирно крепится коромысло 2,
являющееся опорой подшипников оси катка 3, к противоположному
концу коромысла крепится шток поршневого устройства 4, при
6 Заказ 1376
Рис. 52. Схема бегунов с допол-
нительным прижимом катков
помощи которого создается нагруз-
ка на каток. Чаша бегунов 5 по-
лучает вращение от шестеренного
привода 6, расположенного внизу
или сбоку.
Такие бегуны отличаются мень-
шими габаритными размерами и
массой, чем описанные, и возмож-
ностью регулирования давления на
перерабатываемый материал в зави-
симости от технологических требо-
ваний.
В некоторых процессах промыш-
ленности строительных материалов
применяются смесительные бегуны
порционного действия, служащие
для измельчения с одновременным
перемешиванием и растиранием обрабатываемых материалов. В глу-
бокую чашу таких бегунов с дном, состоящим из сплошных плит,
загружается порция исходного материала (до 1 т) и обрабатывается
в течение 5—15 мин. Затем на дно чаши опускаются специальные
скребки, которые при вращении чаши выгружают через ее борт го-
товую смесь.
§ 2. РАСЧЕТ
Угол захвата — угол между касательной АА (рис. 53, а) к поверх-
ности катка в точке касания с куском материала и плоскостью чаши
для надежной работы бегунов не должен превышать определенной
величины.
Как следует из рассмотрения схемы на рис. 53, а, захват
куска материала возможен при условии
Р sin а «С fPr + fP cos а,
(П
где Р — сила давления катка на кусок материала, направленна:
перпендикулярно к касательной;
Рг — сила реакции от действия силы Р, приложенная к точк
касания куска материала с дном чаши перпендикуляр^
к поверхности чаши;
/ — коэффициент трения куска материала о рабочие поверхн<а
сти бегунов. 1
Исходя из условий равновесия куска, при проектировании все.
действующих на него сил на вертикальную ось, получим -
.₽! — Р cos а — f Р sin а ~ О,
или
Pi — Р (cosa— f sin а). (Ш
Подставив в уравнение (НО) значение Plt получим
Р sin а sg fP (cos а -f- f sin a) -j- fP cos a. (11
82
Рис. 53. Расчетные схемы бегунов
I)
Разделив обе части уравнения (112) на Р cosa, будем иметь
tg a 2/ + /2 tg a
или
tg«^-^. (ИЗ)
Так как f = tg <р, где <р — угол трения, то
a «5 2(р. (114)
Значит, также как и во всех рассмотренных выше дробильных
машинах, угол захвата у бегунов не должен превышать двойного
угла трения.
Соотношение между диаметром поступающего куска d и диаметром
катка DK можно определить, пользуясь также схемой на рис. 53, б
( D . d \ D d
+ -r)C0Sa=-2--T;
откуда
Д __ 1 -J- cos a
d ~ 1 — cos a ‘
При определении соотношения Did для валковых дробилок,
было принято, что при измельчении прочных пород a = 16°40',
Для влажных глин a = 24°20'.
Воспользовавшись этими значениями, получим:
-Для прочных пород
Для влажных глин
6*
83
Для надежной работы катков проф. М. Я- Сапожников рекомен-
дует найденные соотношения увеличить на 10—20%..
Определение частоты вращения вала бегунов с вращающейся
чашей производится исходя и условий, чтобы возникающие центров
бежные силы не отбрасывали куски материала к борту чаши, т. е,
чтобы сила трения материала о. дно ~чаши была больше центробеж-
ной силы, действующей на материал при вращении чаши.
Для этого требуется, чтобы
(116)
где т — масса материала, лежащая" в чаше;
g — ускорение свободного падения, м/с2; 3
/ — коэффициент трения материала о чашу; 3
v — окружная скорость чаши, м/с; |
v^VJgR, (1171
где Р — средний радиус катания катков, м. |
Так как - d
v = 2nRn, -‘l
то г’
(lT8|j
где п, об/с. У|
Для прочных пород при f = 0,3 п = 0,274/]/R об/с; для глЯ
при f -- 0,45 п = 0,33/]/R об/с. -Я
Найденные значения частоты вращения вертикального вала рекЯ
мендуется уменьшить примерно на 10% для более устойчивой рЯ
боты бегунов. .Я
У бегунов для мокрого измельчения с неподвижной чашей цеЯ
тробежные силы действуют на катки и для нормальной работы мЯ
шины необходимо, чтобы эти силы были уравновешены. Обычно, каД
уже отмечалось, катки устанавливают на разных расстояниях Я
вертикального вала, что увеличивает площадь их действия на 45-Я
60%. Тогда, если Рх — расстояние до середины внутреннего каткЯ
то расстояние до середины наружного катка В
R2= (1,45-ь 1,60) R х. (1Л
Центробежные силы инерции Рг и Р2, вызываемые вращенидД
двух катков, соответственно равны (Н) Я
Р _ V1 • D р2 Я
П— » Ра — > Д
где т± и т2— массы первого и второго катков, кг; Я
и vа — скорости движения катков, м/с; Я
Ri и Р2 — радиусы кругов, описываемых катками, м. Я
Я
84 Л
Для уравновешивания центробежных сил силы Рх и Р2 должны
быть равны, т. е.
mlv‘l _ m2vl
^2 ’
но так как v = 2л#п, то
4т1л2/?2 п2 4т2л2#2 я2
К ~ = Ъ ’
при пх = па будем иметь
/nx7?i =/п2Т?2- ’(120)
Производительность бегунов зависит от большого количества
факторов, практически не поддающихся учету, поэтому аналити-
ческих формул производительности бегунов нет и предлагаются сле-
дующие эмпирические формулы.
Производительность бегунов для мокрого измельчения (м3/с)
Q = nls (а + Ь), (121)
где п — частота вращения вертикального вала, об/с;
I — длина глиняного прутка, продавливаемого сквозь отверстие
в плите при одном проходе катка, м;
s — площадь одного отверстия в плите, м2;
а — число отверстий, перекрываемых наружным катком за один
оборот вертикального вала;
b — число отверстий, перекрываемых внутренним катком за
один оборот вертикального вала.
Длина I изменяется в зависимости от влажности и пластичности
глиняной массы. Для глин с влажностью 20—22% величину I сле-
дует принимать равной 20—25 мм.
Производительность бегунов для сухого помола (кг/с):
Q - 6-10-4/nDn, (122)
где п — частота вращения вала, об/с;
D — диаметр чаши, м;
т — масса, катка, кг.
Мощность двигателя No6 (кВт) для привода бегунов может быть
рассчитана по мощности, требуемой на перекатывание катков Nх,
на преодоление сил трения скольжения катков Af2 и на преодоление
сил трения скребков N3:
(123)
где г] — к, п д двигателя.
Для перекатывания катков необходима сила тяги (Н)
Р ~ Gp,
где G — сила нажатия катка на дно чаши, Н;
Н — коэффициент тяги, равный 0,05—0,10.
85
Тогда мощность в Вт
Nx = kPv = kGy,2nRnt (124)
где k — количество катков;
v — средняя окружная скорость катков, м/с;
п — частота вращения катков, об/с;
R — средний радиус качения, м;
Л/2 = kGvJ, (125)
где иср.ск — средняя скорость скольжения, м/с;
f — коэффициент трения катка о материал.
Скорость трех точек катка х, у, г (см. рис. 53, в) >
vx = 2nrxti\ vy = 2nryn\ vz — 2nrzn. j
Средняя точка катится без скольжения. Разность между скоро-1
стями точек х, у и г определяет величину максимального скольжения:^
»ск=1’х — s
о.к = 2лгл—2ягип~2пгип — 2лг,п.
СК Л у у А
Если ширина катка Ь, то ' -
гск = 2лп ~ — шгЬ, (126)1
где уск — максимальная скорость скольжения, м/с. Она будет тем!
больше, чем шире каток. |
Значит, с увеличением ширины катка истирающий эффект бегу-3
нов повышается. я
Скорость скольжения в средней части катка равна нулю, а пей
краям максимуму; тогда средняя скорость скольжения Ж
______0 + nbn лЬп , <
^ср.ск 2_____________________________________________2 '
Откуда Я
М2 = 1,Ь7 kGfbn, (12я|
где Л/2 в кВт. Я
Мощность, расходуемая скребками, (Вт) • Я
М3 = P1iv3f1 = P^nR^nfi,
где Рх — сила нажатия скребков на чашу, принимается равноиЦ
1000 Н; 1
i — количество скребков; Я
v3 — скорость относительного движения скребков, м/с; Я
/1 — коэффициент трения скребков о чашу (fx 0,2). Я
86
Глава 6. ДРОБИЛКИ УДАРНОГО ДЕЙСТВИЯ
§ 1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ И КЛАССИФИКАЦИЯ
В дробилках ударного действия дробимый материал разрушается
под действием механического удара, при котором кинетическая энер-
гия движущихся тел полностью или частично переходит в энергию
их деформации и разрушения.
В отличие от рассмотренных дробилок, сжимающих кусок между
двумя дробящими поверхностями, в дробилках ударного действия
кусок материала обычно подвергается воздействию только с одной
стороны, а возникающие при этом усилия дробления уравновеши-
ваются силами инерции массы самого куска.
Дробилки ударного действия применяют в основном для измель-
чения малоабразивных материалов средней прочности (известняка,
доломитов, мергеля, угля, каменной соли и т. п.). В некоторых слу-
чаях из-за технологических особенностей производства дробилки
ударного действия используют и при переработке материалов с по-
вышенной прочностью и абразивностью (например, асбестовых
руд, шлаков и т. п.). Эти машины отличаются следующими технико-
эксплуатационными преимуществами:
большой степенью дробления (до 50), что позволяет сократить
число стадий дробления;
большой удельной производительностью (на единицу массы ма-
шины);
простотой конструкции и удобством обслуживания;
избирательностью дробления и более высоким качеством готового
продукта по форме зерен.
По конструктивному решению основного узла машины — ротора,
дробилки ударного действия разделяют на два основных типа:
роторные и молотковые.
Первые имеют массивный ротор, на котором жестко закреплены
сменные била из износостойкой стали. Дробилки с таким ротором
можно применять для дробления крупных кусков сравнительно
прочных материалов, т. е. для первичного дробления, а также на
последующих стадиях. Так как в ударе по куску принимает участие
вся масса ротора и именно это определяет отличительные особенности
и свойства машины, то данные дробилки названы роторными. В мо-
лотковых дробилках дробление осуществляется за счет кинетической
энергии молотков, шарнирно подвешенных к ротору. Особенности
этих машин определяются конструкцией молотка и поэтому они наз-
ваны молотковыми.
Известны также и другие конструкции дробилок ударного дей-
ствия, например дезинтеграторы, крестовые и барабанные дробилки,
ти машины применяются ограниченно и поэтому подробно не рас-
сматриваются,
87
Материал, подлежащий дроблению, загружают в дробилку
сверху. Под действием силы тяжести он падает или скользит по лотку
и попадает под действие бил или молотков быстро вращающегося
ротора. В результате удара билом или молотком кусок разрушается
и его осколки разлетаются широким сектором (-~90°) и отбрасы-
ваются на футеровку — отбойные плиты или колосники, образую-
щие камеру дробления. Ударяясь о футеровку, материал дополни-
тельно измельчается и, отражаясь, снова попадает под действие
ротора. Это повторяется многократно, пока куски материала, до-
стигнув определенной крупности, не выйдут сквозь разгрузочную
щель или щель колосниковой решетки на разгрузку. «
& В некоторых случаях кусок материала, получив эксцентричный !
удар, начинает вращаться вокруг своего центра тяжести со скоростью,Й
близкой к скорости рабочего органа дробилки (примерно 30 м/с®
и разрушается, так как при этом от действия центробежных сила
в куске материала возникает напряжение сгр 10 МН/м2, что!
превышает предел прочности при растяжении для многих горных!
пород. 1
Таким образом, в дробилках ударного действия материал измель- |
чается в результате удара о быстро движущийся рабочий орган,J
соударения кусков один о другой, удара.о неподвижную футеровку|
камеры дробления, а также под действием центробежных сил. 1
На рис. 54, а—г показаны основные принципиальные схемы ро- |
торных и молотковых дробилок. Разнообразие схем вызвано различ^
ным назначением дробилок. Наиболее распространенными являются!
однороторные дробилки (рис. 54, а). Я
Двухроторные дробилки одноступенного дробления (рис. 54, Д
применяют, когда требуется большая производительность. Обо
ротора дробилки работают самостоятельно и исходный материала
поступает равномерно на оба ротора. Я
Двухроторные дробилки двухступенного дробления (рис. 54, Д
применяют, когда необходимо совместить две стадии дроблении
В этих дробилках дробимый материал поступает вначале на первый
ротор, затем на второй, где додрабливается. Я
Для лучшего использования рабочей поверхности бил и молотксИ
применяют реверсивные дробилки (рис. 54, г). Эти дробилки имекД
симметричную камеру дробления и могут работать при различнМД
направлениях вращения ротора, что позволяет использовать билИ
и молотки с двух сторон, без переустановки. Я
Для эффективного разрушения дробимого материала окружниИ
скорости ротора должны составлять 20—80 м/с. При таких скоростмМ
в роторе возникают большие ударные нагрузки и нагрузки от ЦентрЦ
бежных сил, поэтому конструкция самого ротора, сменных детаЛгаИ
бил и молотков и их креплений должна обеспечивать надежную рИ
боту ротора и удобство его обслуживания. Д
Главными параметрами дробилки ударного действия являютсД
диаметр и длина ротора, которые входят в ее условное обозначениД
Так, например, по ГОСТ 12375—71 роторная дробилка крупноД
дробления с диаметром ротора 2000 мм и длиной ротора 1600 ММ обоД
88 Д
д
б)
Рис. 54. Принципиальные схемы роторных и молотковых
дробилок
качается ДРК 20X16. По ГОСТ 7090—72 молотковая дробилка
с диаметром ротора 2000 мм и длиной ротора 2000 мм обозначается
М20Х20.
§ 2. КОНСТРУКЦИЯ РОТОРНЫХ. ДРОБИЛОК
в табл. 5, 6 приведены технические характеристики основных типов
роторных дробилок, изготовляемых в СССР. Конструкции роторных
Дробилок крупного дробления (ДРК) и дробилок среднего и мелкого
Дробления (ДРС) принципиально не отличаются, но соотношение
89
Основная техническая характеристика роторных дробилок крупного дробления (ГОСТ 12375—70)
со
Я"
Я
ч
ю
то
н
ДРК 20Х 16 ДРК25Х20 СМД-87 — ‘ 2000 2500 1600 2000 370 560 1100 150» 250 400 68 100 Таблица &
1 ДРК 12Х 10 ДРК 16Х 12 СМД-86 СМД-95 1250 1600 1000 1250 125 200 600 800 ’ 5; 35 100 160 15 30 юбления (ГОСТ 12376—71]
ДРК 10X8 со сч О О q О * »> о о рг о о Нс о о оо ю сч 1X3 мелкого др
ДРК 6X5 ДРК 8X6 — СМД-85 630 800 500 630 25 50 300 400 22 40 3,2 6 робилок среднего и
ДРК 5X4 о о 2 S 2 Ю Tf <М роторных д
Параметр Размеры ротора в мм: диаметр длина Производительность, м3/ч Максимальный размер куска загру- жаемого материала DM, мм .... Окружная скорость бил ротора ор, м/с Установочная мощность, кВт . . . Масса дробилки, т, не более .... ♦ Основная техническая характеристика
о
ДРС 20x1 2000 2000 500 009 50,0 400 50
<о
ДРС I6X 1600 1600 310 480 41,5; 320 30
СЧ
ДРС 12Х СМД-94 1250 1250 200 375 34,6; 200 00
О
ДРС 10Х 1 СМД-75 1000 1000 125 300 28,8; 125 о
ДРС 8X8 О о 00 О о 00 ю со 240 1 24,0; ю 1 6,5
3С 6X6 630 630 ю со 061 20,0; о ’ф 3,5 |
LO X ю . О ' 500 500 25 150 30 2,2 J
Et
сх & S я 3* S я ж ч я о О’ Он ’0 куска загружаемого 5ил ротора г/р, м/с . • лъ номинальная, кВт ie более
я К 1, мм: я о о я я ч S S л н о о ж я о
Он ►Д 2 о ж
Размеры рот< ТО к я § н CD ТО S ч о я § и то Я О Q- С Размер макс! то Ч то Я о Е- то я то я я & о то я я о я о я S О S хо о & то о а
90
размеров ротора и количество отражательных плит у них различ-
ное. У дробилок ДРК диаметр ротора больше длины, у дробилок
ДРС эти размеры одинаковы. Камера дробления у дробилок ДРК
образуется ротором и двумя отражательными плитами, у дробилок
дрС — ротором и тремя плитами.
На рис. 55 показан разрез роторной дробилки для крупного
дробления, на рис. 56 — общий вид дробилки ДРК марки СМД-87.
Корпус дробилки состоит из верхней 1 и нижней 2 частей. Ниж-
няя часть является станиной, т. е. основанием дробилки. Станина
крепится к фундаменту и на нее устанавливается ротор 3 и верхняя
часть корпуса. В верхней части корпуса крепятся отражательные
плиты 4. Части корпуса сварные из листовой стали.
Верхняя часть корпуса разъемная и состоит из передней и зад-
ней частей. Задняя часть шарнирно соединена со станиной и посред-
ством винтового (или гидравлического) устройства может откиды-
ваться (отводиться) от передней, благодаря чему облегчается доступ
к ротору и плитам для их осмотра и ремонта. Места разъема корпуса
герметизируются, чтобы избежать проникновения пыли в окружаю-
щее дробилку пространство.
Внутренняя поверхность корпуса, образующая камеру дробле-
ния, футеруется сменными износостойкими плитами 5 из термически
обработанных сталей 45 или 65Г.
Нижние части отражательных плит также футеруются сменными
плитами 6, изготовленными из высокомарганцовистой стали. При
износе нижней рабочей кромки плиты ее можно повернуть на 180°.
Для регулирования степени дробления, т. е. регулирования зер-
Рис. 55. Разрез роторной дробилки для крупного дробления
91
нового состава готового продукта, нижние концы отражатель»
плит соединены тягами с механизмами 7 (рис. 55), расположении
на торцовых стенках корпуса дробилки и служащими для регули’
вания зазора между плитами и окружностью вращения ротора,
механизмы одновременно являются предохранительным (бу<]
ным) устройством.
При попадании недробимых предметов пружины амортизир>
и концы отражательных плит отходят от ротора, пропуская нй
бимый предмет. Кроме того, буферные устройства и массивные
ражательные плиты поглощают силу ударов кусков дробимого
териала, благодаря чему конструкция корпуса имеет значителы
надежность При сравнительно малой массе.
В рассматриваемых дробилках установлены две отражатель’
плиты, что характерно для роторных дробилок крупного дроблен:
В дробилках для мелкого и среднего дробления применяют болы
число плит (три или четыре). В роторных дробилках специальн*
назначения (например, для дробления угля) число отражатель»
плит достигает 12.
Вместо плит иногда устанавливают отражательные колосников!
решетки. В этом случае частицы определенной крупности сразу о
92
деляются от массы перерабатываемого материала, что для некоторых
процессов целесообразно.
f Как уже отмечалось, наиболее важным узлом роторной дробилки,
определяющим ее свойства, является ротор, представляющий собой
массивный вращающийся корпус, к которому жестко крепятся
била — основные рабочие элементы, разрушающие материал в ка-
мере дробления.
В рассматриваемой дробилке число рядов бил равно 3. Имеются
дробилки, ротор которых несет до 12 рядов бил (наиболее часто
2—6 рядов). Роторы с большим числом бил применяются в дробил-
ках среднего и мелкого дробления.
При выборе числа рядов бил принимают во внимание следующее:
чем больше рядов бил, тем меньше промежуток времени между
проходом двух соседних рядов бил при вращении ротора с данной
скоростью, а значит, и тем меньше может быть глубина проникнове-
ния куска дробимого материала в рабочую зону ротора. При мелком
и среднем дроблении это обстоятельство положительно сказывается
на зерновой характеристике готового продукта. При крупном дроб-
лении необходима большая глубина проникновения куска материала
в рабочую зону, так как при этом удар получается более эффектив-
ным.
У дробилок крупного дробления корпуса роторов обычно пред-
ставляют собой монолитные отливки, у дробилок среднего и мелкого
дробления — пустотелые конструкции. Корпус ротора жестко кре-
пится к валу, подшипники которого устанавливаются на станине
снаружи корпуса дробилки.
Корпус ротора изготовляют чаще всего из углеродистой стали
35Л, вал ротора — из сталей 45 или 40Х.
Рис. 57. Роторы дробилок
93
На рис. 57 изображены наиболее распространенные конструкции 1
роторов роторных дробилок. Ротор, представляющий собой правиль-1
ную цилиндрическую отливку с проточками для крепления бил,|
применяется в основном для реверсивных дробилок, где поверхность!
била может работать с двух сторон. В обычных дробилках наиболее®
часто применяется ротор, представляющий собой фасонную отливку!
с сильно развитой опорной частью для крепления била. В этом слу-|
чае воспринимает удар выступающая часть ротора, а била являются!
как бы износостойкой сменной футеровкой этой части. Я
Конструкция крепления бил к ротору должна быть очень надеж®
ной и вместе с тем обеспечивать быструю замену бил при износе. Я
§ 3. КОНСТРУКЦИЯ МОЛОТКОВЫХ ДРОБИЛОК i
В табл. 7 приведены основные технические характеристики молоя
ковых однороторных дробилок, изготавливаемых в СССР. я
На рис. 58 показан разрез однороторной молотковой дробилк|
М20х20 марки СМД-97А, конструкция которой может рассматрй|
ваться как типовая. Дробилка состоит из корпуса 1, ротора 2, моло'Й
ков 3, отбойной плиты 4, отбойного бруса 5 и двух колосниковы!
решеток: поворотной 6 и выкатной 7. I
Таблица |
Основная техническая характеристика однороторных молотковых дробилок J
(ГОСТ 7090—72) 1
Параметр M3X2 М4ХЗ X <£> £ М8Х6 М10Х8 М13Х11 Mi3xi6 М20Х20 О; cOj X; о* CSH
Размеры ротора (в рабочем поло- жении), мм: диаметр 300 400 600 800 1000 1300 1300 2000
длина 200 '300 400 600 800 1100 1600 2000 зов
Размер наибольшего куска загру- жаемого материала, мм ..... 75 100 150 250 300 400 400 600
Номинальная частота вращения ро- тора, об/мин, для исполнений: Б 2500 1900 1250 1000 750 600 600 JI
В . . . . 3000 2400 1500 1300 1000 750 750 500
Г 4000 3000 2000 1500 1200 1000 1000 600
Мощность электродвигателя, кВт, не более, для исполнений: Б 7 14 20 55 100 130 210
В 10 20 28 75 125 170 260 630 1о|
Г 14 28 40 100 170 260 350 800 1Я
Масса дробилки без электродвига- теля, т, не более 0,2 0,8 1,5 3,0 5,5 9,0 11,0 46,0
94
Корпус дробилки сварен из
стальных листов. Внутренние
стенки корпуса в зоне камеры
дробления футерованы смен-
ными плитами из износостой-
кого материала. В корпусе
предусмотрены специальные
дверки для доступа к ротору и
извлечения колосниковых ре-
шеток.
Отбойная плита сварная,
футерована износостойкими пли-
тами, своей верхней частью
шарнирно крепится к корпусу
дробилки. Нижняя часть плиты
может перемещаться относи-
тельно ротора с помощью ре-
гулировочного устройства, в
результате чего зазор между
окружностью вращения молот-
ков и
может
В
малых
плита
непо-
стен-
нижним концом плиты
изменяться.
молотковых дробилках
типоразмеров отбойная
отсутствует, а футеро-
вочные плиты крепятся
средственно к торцовым
кам корпуса дробилки.
Для регулирования круп-
ности готового продукта в
крупных молотковых дробил-
ках используется также отбой-
ный брус, который устанавли-
вается в специальных напра-
вляющих. Брус перемещается
и фиксируется специальными
винтами. Со стороны ротора к
брусу крепится износостойкая
футеровка.
Поворотная колосниковая
решетка шарнирно подвешена
на оси, укрепленной в корпусе
Дробилки. Выкатная решетка
установлена на тележке с ро-
ликами, расположенными, в
ою очередь, на рельсах. Та-
я конструкция решеток значи-
сниЬН0 уп₽ощает ремонт коло-
нов и их замену при износе.
95
КоЛоСйикойая решетка Состоит из Самой решетки, отлитой в виде;
блоков из стали 110Г13Л, и рамы, служащей основанием для,
сборки блоков. Колосниковые решетки собирают из отдельных ко-’
лосников, вставляемых в пазы рамы, или выполняют из перфори-J
рованного листа, свальцованного по радиусу.
Щели между колосниками делают расширяющимися в сторону^
разгрузки под углом 10—20° и наклонными к радиусу ротора под;
углом 40—50° в сторону движения материала. Это облегчает раз-!
грузку готового продукта из камеры дробления.
Ротор дробилки состоит из отдельных дисков, закрепленных нац
валу, между которыми на осях шарнирно подвешиваются молотки.;
Ротор рассматриваемой дробилки имеет шесть рядов молотков, рас--;
положенных, как это видно на рисунке, в шахматном порядке.'
В дробилке СМД-97А всего 69 молотков. Количество рядов молотков'
на роторе определяется размерами дробилки и ее назначением. 1
Число рядов принимают 3—8, наиболее часто 4—6 рядов, причем
конструкция дробилки предусматривает, как правило, возможность
изменения числа рядов молотков по желанию эксплуатирующей i
организации, в зависимости от требований к крупности готового
продукта.
Общее количество молотков на роторе определяется конструкцией ;
молотков и размерами дробилки. На крупных дробилках устанавли-<
вают до 100 молотков. Масса молотков в зависимости от типоразмера ’
дробилки принимается от 4 до 70 кг. ' \
Вал ротора опирается на два вынесенных из корпуса дробилки;
подшипника, установленных на специальные кронштейны. Враще-
ние валу передается от двигателя через эластичную муфту.
Для обеспечения эффективной работы молотковой дробидки ее
1в не-
ротору сообщают высокую окружную скорость (40—60 м/с, а
которых конструкциях и 100 м/с).
отли-
боль-
§ 4. КОНСТРУКЦИЯ БИЛ И МОЛОТКОВ
Билы и молотки роторных и молотковых дробилок должны
чаться высокой износостойкостью, способностью выдерживать
шие ударные нагрузки и нагрузки от центробежных сил, легко»
заменяться, в них должен максимально использоваться металл. Вы-;
полнение перечисленных требований существенно влияет на кон-!
струкцию отдельных деталей и машины в целом, а также на ее тех-!
нико-эксплуатационную характеристику.
Била и молотки для роторных и молотковых дробилок изготов-;
ляют из стали 110Г13Л, что значительно повышает их износостой-
кость, но иногда усложняет конструкцию их крепления к ротору,
ввиду трудности механической обработки этой стали. ;
‘ При разработке конструкции бил и молотков применяется во вни-
мание возможность их многократного использования путем переста-,
новок, переворачивания и т. п.
Наиболее распространенные конструкции бил и молотков пока-
заны на рис. 59 и 60. ’
96 >
.На рис. 59, а, б изображены била, у которых используется лишь
30—40% металла от общей массы била. Била, показанные на
рис. 59, в, г, д, е, ж, з, и, можно перевертывать на 180°, т. е. они
имеют две рабочие поверхности. Била, изображенные на
рис. 59, м, о, п, могут выдвигаться из корпуса ротора на определен-
ный шаг 2 раза. Несколько раз можно менять положение бил, пока-
занных на рис. 59, к, л, м. 9
Молотки, как правило, также имеют несколько рабочих поверх-
ностей. После износа одной стороны их перестанавливают и. они
служат еще почти такое же время.
7 Заказ 1376
97
На рис. 60, б, в, г показаны конструкции молотков, позволяю-
щие переворачивать их 1 раз после износа одной рабочей поверх-
ности. Молотки, изображенные на рис. 60, а, д, имеют четыре рабо-
чие поверхности.
Одним из способов повышения износостойкости рабочих органов
дробилок является наплавление их износостойкими сплавами. В этом
случае рабочие органы изготовляют из обычной стали, легко под-
дающейся механической обработке, а на их рабочие поверхности при
помощи специальных электродов наплавляют слой износостойкого
металла. Благодаря наплавке можно поддерживать рабочую поверх-
ность била или молотка в заданных размерах и тем самым сохранять
их работоспособность. Наплавку часто производят непосредственно
на машине без демонтажа бил и молотков. Однако наплавка — это
весьма трудоемкая операция и эффективность того или иного вида
ремонта должна определяться с учетом конкретных особенностей.
§ 5. ОСНОВЫ РАСЧЕТА ДРОБИЛОК
Удар по куску дробимого материала в дробилках ударного действия
по природе соударяемых тел занимает промежуточное положение
между упругим и неупругим ударом. Степень приближения к тому
или иному виду удара принято характеризовать коэффициентом вос-
становления К-
Значение коэффициента Д' определяется отношением разности^
скоростей тел после удара к разности скоростей тел до удара, т. е.
К = (130)
vo
где — скорость движения тела 1 после удара;
v2 — скорость движения тела 2 после удара;
у0 — скорость движения тела 1 до удара;
Vo — скорость движения тела 2 до удара.
Если коэффициент восстановления равен единице, удар назы-
вается упругим; если нулю — неупругий. Все промежуточные слу-
чаи называют упруго-пластичным ударом.
Процесс дробления в роторных дробилках ударного действия
можно рассматривать с позиций классической механики и волновой.
Наиболее удобна для прикладных расчетов классическая механика,
разработанная Гюйгенсом и Ньютоном ещё в XVH в. Она предпола-
гает, что силы удара приложены к центру инерции тел, а сами тела
при упругом ударе являются абсолютно твердыми.
На основе закона количества движения и импульсов Сил выведены
формулы, описывающие последствия центрального удара двух абсо-
лютноупругих или неупругих тел с массами тхит2и скоростями
до удара зд и vq.
При абсолютно упругих телах
Скорость движения тела 1 после удара
98
При vo = О
v _ (mt — m2) v0
1 m14- ma
Скорость движения тела 2 после удара
При vo = О
,, _ 2/ПхУв'
Суп * ---- •
(131)
(132)
Кинетическая энергия до удара и после него остается постоянной:
30 + Эо = + Э2
или
a I a'_mlU0 , m2v02__mlvl . m2v2
Jo + J о — —2" + ~2---— + ~
где Эо — кинетическая энергия тела 1 до удара;
Эо — кинетическая энергия тела 2 до удара;
Э± — кинетическая энергия тела 1 после удара;
Э2 — кинетическая энергия тела 2 после удара.
Энергия, отдаваемая телом с массой тх телу с массой т2 при
Vo = О,
ml v<0
. (133)
При неупругих телах
После удара скорость движения тел 1 и 2 одинакова и равна
__ т1 у0 + от2 ^0 .
V-i — —— -------
2 тх 4- т2
При vq = О
--- (134)
Кинетическая энергия тел 1 и 2 до удара:
9 ''9
, т-< Un m9vn
5о+5о=-4^+-4±-- <135>
Кинетическая энергия тел 1 и 2 после удара
a I q _ (ml^O + m2ao)2
^ + •=*2 2Jm1 + m2)
(136)
Разность между ними является потерей энергии Эр, расходуе-
мой на деформацию тел
Эр = (Э0 + Эо) ~(Э1 + Э2)
8*
99
Рис. 61. График баланса энергии
при ударе
При vo = О
р 2 (mj + т2)
(137)
Экспериментами установлено, что
при ударе по камню, сопровождае-
мом его разрушением, количество
энергии, отдаваемой камню,
Э2 = К1Э1=2КЛ
О
(mj + m2)a
или учитывая, что в роторных дробилках масса ротора тг значи-
тельно больше массы камня т2 и отношение тъ1тг можно принять
равным нулю, получим
Э2 = 2/Cim2Vo, (138)
где Ki = 0,9 ч-0,95.
Дробление материала в ударных дробилках начинается только
при сообщении ему энергии определенной величины. При малой ве-
личине передаваемой энергии тело не разрушается.
На рис. 61 показан полученный экспериментальным путем ба- '
ланс энергии, поглощенной куском породы. Излом кривой расхода
энергии в точке А объясняется тем, что до точки А энергия расходо-
валась только на изменение скорости, а выше этой точки часть ее
уходит на разрушение куска.
Граничное состояние (т. е. абсцисса точки Л) характеризуется
зависимостью
dvz = С,
(139)
где d — размер частицы;
v — скорость удара;
z—показатель степени, равный по опытным данным z <Г2;
С — константа, характеризующая горную породу (определяется
опытным путем).
Таким образом, критерием оценки ударного воздействия по камню
является число dvz. Если для данной горной породы оно меньше по-
стоянного значения С, то камень не разрушается, если .больше, то
удар происходит с разрушением.
В результате исследований ударного дробления ВНИИСтрой-
дормашем получена формула для определения критического размера
куска dKP в м, т. е. если кусок материала будет иметь размер меньше
критического, то при данных условиях он не раздробится
dKP = 230—^E-g-Ю“5
ф v1’
«о р
(140)
100
где ст, — предел прочности материала при растяжении, Н/м2;
у0 — объемная масса дробимого материала, кг/м3;
vp — скорость удара, принимаемая равной окружной скорости
ротора, м/с.
Если же необходимо определить критическую скорость икр для
определенного вида материала и заданной крупности продукта
дробления d, то из выражения (140) будем иметь
окр= 1,75.10-» Vх(^-)2.
(141)
Пример 6. Определить критический размер кусков. известняка
Турдейского месторождения для условий дробления в роторной дро-
билке при окружной скорости ротора 50 м/с.
Исходные данные: предел прочности известняка при растяжении
ор = 120-106 Н/м2; объемная масса известняка у0 = 2,69-103 кг/м3;
скорость удара v0 = 50 м/с.
Тогда
. __ 230-10^.120.10s
°КР~ 2,69-103.501,5
~ 0,028 м.
Определение производительности. Для определения производи-
тельности принята следующая схема процесса разгрузки материала
из камеры дробления (рис. 62). В камере дробления над ротором по-
стоянно находится масса дробимого материала, которая под дей-
ствием гравитационных сил с некоторой скоростью vB опускается
на ротор. Последний при каждом проходе била подобно фрезе сре-
зает стружку объемом
V = ALph, (142)
где А — горизонтальная проекция
дуги КС-,
L„ — длина ротора;
п — толщина стружки по верти-
кали, определяемая как путь
свободно падающих кусков
за время поворота ротора
от одного била до сосед-
него.
Отсюда производительность в еди-
ницу времени
Q = ALphnz, (143)
где п — число оборотов ротора в еди-
ницу времени;
z — число рядов бил.
Рис. 62. Схема для определе-
ния производительности ротор-
ной дробилки
101
(145)
(146)
(147)
Экспериментальные исследования, проведенные ВНИИСтройдор-
машем на серийных роторных дробилках, позволили вывести формулу
их производительности (м3/ч)
L D1'5
Q = 480 ^0 д5 0 5 (144)
р
где Др — коэффициент, зависящий от положения отражательной
плиты, равный при работе дробилки с опущенной первой
плитой 1,3, и при полностью приподнятой первой пли-
той 5,2.
Для молотковых дробилок при ориентировочном определении
производительности В. П. Барабашкин рекомендует пользоваться
формулами
при дроблении известняка:
при Dp > Lp
Q = b,66D*Lpn;
при Dp < Lp
Q = l,66DpLpn;
здесь Q, m3/c;
при дроблении угля
kL D2/!?
4 216.103(1 — 1) ’
где Q, т/с;
k — коэффициент, зависящий от конструкции дробилки и проч-
ности дробимого материала (k = 0,12-ь0,22);
п — частота вращения ротора, об/с;
i — степень дробления.
Мощность электродвигателя привода дробилки рекомендуется
определять по формуле (24). Учитывая, что роторные и молотковые
дробилки имеют большую степень дробления и производят сравни-
тельно мелкий продукт, результаты, близкие к фактическим, можно
получить, пользуясь формулой ВНИИСтройдормаша, разработан-
ной на основе закона поверхностей
дг___ГСдрЗО' ~~ 0 3600 (148)
^свЛдрЛп
где N, кВт;
W№ — энергетический показатель, значения которого приведены
в табл. 8;
Q — производительность, м3/с;
i — степень дробления;
DCB — средневзвешенный размер исходного материала, м;
т]др — к. п. д. дробилки, равный 0,75—0,95;
т)п — к. п. д. привода; для клиноременной передачи привода
дробилки цп = 0,92-7-0,96.
102
Таблица 8
Значения энергетического показателя для различных материалов
Материал Объвмная насыпная масса, т/м’ Прочность при растяже- нии, кН/м2 Энергетиче- ский показа- тель, Вт* ч/м2
Антрацит 0,9 2 750 2,53
Кирпич силикатный . 1,2 1 000 4,5
Известняк, месторождения:
Шуровского 1,48 1 850 8,6
Ковровского 1..52 7 000 21,0
Турдейского 1,54 12 000 19,0
Гранит Клесовского месторождения . . 1,52 12 750 15,0
Диорит Клесовского месторождения . . 1,76 16 400 40,0
Установочную мощность двигателей дробилок можно определить
и по другим формулам. Например, В. А. Олевский предлагает такую
эмпирическую зависимость
N = 9DpLpn, (149)
где У, кВт;
£>р и Lp — диаметр и длина ротора, м;
п — число оборотов в секунду.
Мощность двигателей молотковых дробилок в кВт можно опре-
делить также по формуле
п = (360 4-540) iQ, (150)
где i — степень дробления;
Q — производительность, т/с.
Выбор конструктивных параметров роторной дробилки. Выбор
скорости ротора цр. Скорость ротора выбирается по фор-
муле (141) в зависимости от заданной максимальной крупности про-
дукта дробления dmax и характеристики материала — предела проч-
ности на растяжение ор и объемной массы у0.
Выбор размера выходной щели. Расчетным путем
установлено, что за один удар кусок материала не дробится на ча-
стицы менее критического размера. Необходимо не менее трех цент-
ральных ударов, чтобы все частицы продукта дробления были бы не
больше критического размера. С этой целью в роторной дробилке
предусмотрены несколько камер, в которых продукт последовательно
измельчается до заданных размеров. Крупность продукта дробле-
ния контролируется выходной щелью. Поэтому размер выходной
Щели устанавливается для дробилок мелкого и среднего дробления
близким к заданному максимальному размеру dmax зерна.
10?
Для дробилок типа СМД-75, СМД-94 рекомендуется определять
размер выходной щели
s —2dmax— dKP, (151)
где dKp — критический размер продукта дробления, м.
Выбор размеров зазоров между колосни-
ками колосников ыхрешето к. В дробилках с колосни-
ковыми решетками часть продукта удаляется из камеры дробления
через зазоры между колосниками. Крупность этого продукта должна
соответствовать крупности продукта дробления, разгружающегося
через выходную щель, т. е. быть равной 0 — draax.
Опыты показывают, что размеры кусков, прошедших через ко-
лосниковые решетки, достигают 1,5—1,7 величины зазоров между
колосниками. Очевидно, при настройке дробилки на режим ра-
боты, обеспечивающий выход продукта крупностью до 4шах, зазор
должен быть
s« = rirV- <152>
Пример 7. Подобрать режим работы дробилки СМД-94 для дроб-
ления известняка Турдейского месторождения сгр = 120-106 Н/ма
и у0 = 2,69 • 103 кг/м3 для получения продукта крупностью d5 =
= 40 мм.
По формуле (141) скорость ротора ,
Vp— 1,75-10 у ^2,69-103-0,04/ 40 М/С-
Принимаем vp = 35 м/с, что соответствует фактической скорости.
Размер первой выходной щели вычисляем по формуле (151)
г, А АЛА 230-Ю"6- 120-Ю6 А АО А АС А АО
s, = 2 • 0,040-----------— — 0,08 — 0,05 = 0,03 м.
х 2,69-109.351’5
Минимальный размер выходной щели для дробилки СМД-94
равен 0,02 м, т. е. остается некоторый «запас хода щели» на коррек-
тирующую регулировку.
Если отражательная плита выполнена в виде колосниковой ре-
шетки, то для нашего примера зазор
5« = тг = -ту“°-027 “
Определение момента инерции ротора. Для принятых скоростей
ротора 20—40 м/с время соударения камня и била ротора составляет
0,0011—0,0008 с, промежутки времени между отдельными ударами
0,024—0,012 с. Следовательно, энергия от ротора к дробимому ма-
териалу передается за весьма короткое время, а накапливается
ротором за время, в десятки раз более длительное (при холостом про-
беге ротора). Учитывая это, для расчетов момента инерции ротора
можно пренебречь энергией, получаемой ротором от двигателя в мо-
104
мент удара, и принять, что вся энергия, поглощаемая камнем, ис-
пользуется только из запаса кинетической энергии ротора и всех
вращающихся с ним масс. Запас энергии должен быть достаточным,
чтобы скорость ротора при попадании наибольших кусков не умень-
шилась больше, чем допускается.
В соответствии с изложенным момент инерции ротора
(153)
р -2<оно ' ’
где Sp — максимальный ударный импульс, Нс;
сон— средняя угловая'скорость ротора, 1/с;
б — неравномерность вращения ротора, представляющая со-
бой отношение разности максимальной и минимальной
угловых скоростей ротора к средней и принимаемой рав-
ной 0,01—0,03.
Согласно классической теории удара для соударения камня
с массой тк, имеющей начальную скорость в направлении удара,
равную нулю, с ротором, движущимся со скоростью Up и,обладаю-
щим массой, значительно превышающей массу тк ударный импульс
при центральном ударе в Нс
Sp = mKup(l (154)
при внецентренном ударе
(155)
где k — коэффициент восстановления;
е — эксцентриситет ударной силы относительно центра масс
куска, м;
г — радиус инерции массы куска, м.
Выбор конструктивных параметров молотковой дробилки. Диаметр
ротора определяется из соотношений между размером максималь-
ного куска материала и элементами ротора. Длина молотка от оси
до конца бойка принимается равной 0,4—-0,5 радиуса ротора; длина
бойка при максимальном размере куска загружаемого материала, не
превышающего 100 мм, принимается равной 1,4—1,8 размера
куска, а при максимальном размере куска до 400 мм — 0,6 размера
куска. Обычно длина бойка равна 0,5 длины молотка.
Диаметр ротора в мм для молотковых дробилок с вертикальной
загрузкой
Рр = 3d Д 550, (156)
где d — наибольший размер кусков дробимого материала, мм.
Для дробилок, в которые материал подается сбоку ротора по
наклонной плите, диаметр ротора в мм
£>р = l,65d + 520. (157)
В зависимости от требуемой производительности диаметр ротора,
определяемый по формулам (156) и (157), можно увеличить.
105
Длина ротора
Lp = (0,8-т-1,2) Dp. (158)
Ширина щели между колосниками решетки, измеряемая на вну-
тренней (рабочей) поверхности, должна быть примерно в 1,5—2 раза
больше требуемого максимального размера кусков дробленого про-
дукта. Так, для получения в дробленом продукте кусков с макси-
мальным размером 10 мм при дроблении сухого материала ширина
вдели должна быть 15—25 мм.
Основные технико-эксплуатационные .параметры молотковой
дробилки (производительность, расход мощности, качество дробле-
ного продукта) зависят от конструкции молотка.
Дробящий эффект молотка (Дж) зависит от его кинетической
энергии
Ек = ^-, (159)
где Af — масса молотка, кг;
v—окружная скорость молотка, м/с.
Следовательно, кинетическая энергия молотка регулируется из-
менением его массы и окружной скорости.
Отклонение молотка, т. е. угол поворота его после удара по куску
дробимого материала, определяется массой и размером молотка.
Если после удара молотки будут «отскакивать» от дробимого мате-
риала, передавая удар на диски ротора, то это нарушит работу
дробилки и ускорит износ молотков. Допустимый угол поворота
может быть принят равным 80—90% от максимально возможного
Рис. 63. Положение молотка
при ударе
угла поворота.
Угол поворота молотка при ударе по
максимальному куску определяется в за-
висимости от изменения скорости молотка
до и после удара.
Молотки при ударе совершают слож-
ное движение (рис. 63) с линейной ско-
ростью центра тяжести С и угловой ско-
ростью вокруг центра тяжести.
По теореме импульсов:
Мо (V1- v0) = SB-SO, (160)
где Af 0 — масса молотка, кг;
и1( ио — скорость центра тяжести мо-
лотка после и до'удара, м/с;
SB — импульс удара в точке В,
кгс-с;
SD импульс удара в точке D
кгс-с.
Скорость центра тяжести молотка
(м/с) до удара
v0 — 2л (7? 4- lj) п, (161)
106
Где ti — частота вращения ротора, об/с;
R — расстояние от оси вращения до оси подвески молотка, м;
/х — расстояние от оси подвески до центра тяжести молотка, м.
Сила удара, передаваемая на подшипники ротора,
Pb = S-^-> (162)
где t — продолжительность удара.
Рассмотрим условие, при котором сила удара, воспринимаемая
подшипниками ротора, равна нулю, т. е. когда Рв = 0.
На основании теоремы об изменении проекций количества дви-
жения центра масс и принимая во внимание, что скорость центра
тяжести молотка относительно оси подвеса в начале удара равна
нулю, имеем
SB + SB = Мои, (163)
где и = Zx<o — линейная скорость центра тяжести молотка в конце
удара относительно оси подвеса;
со — угловая скорость молотка в конце удара относительно
оси подвеса.
Чтобы ось подвеса не испытывала ударного импульса, полагаем
в уравнении (163) SB = 0, тогда уравнение (163) примет вид
SB — М ои
или
SD=M0-Sp(/1 + /2) /ь (164)
*22
где Jz:t — момент инерции молотка относительно оси подвеса.
Преобразуя последнее уравнение, получим
+ « [(165)
Это уравнение выражает условие, при котором молоток будет
«уравновешен на удар», т. е. ось подвеса молотка и подшипники ро-
тора не будут воспринимать силу удара.
$ в. ОСОБЕННОСТИ ЭКСПЛУАТАЦИИ
При эксплуатации роторных и молотковых дробилок необходимо
соблюдать следующие правила безопасности.
Помещение, где расположена дробилка, должно быть освещено
согласно санитарным нормам СН-254—63. Попадание крупных кус-
ков, металлических предметов может вызвать повреждение деталей
Дробилки, поэтому на питающих устройствах перед дробилкой уста-
навливают металлоуловители или металлосигнализаторы. Сигнали-
заторы способны реагировать на различные металлы, включая и не-
магнитные, и давать сигнал на остановку питающего устройства.
Нельзя допускать перегрузку дробилки, так как это может вы-
звать остановку ротора при заполненной камере дробления. Опера-
107
ция по ликвидации завала должна производиться с соблюдением Мёр
предосторожности. На дробилках с открывающейся верхней частью
корпуса разгрузка производится вниз при осторожном открывании
корпуса. При этом рабочие должны быть удалены в безопасное место,
чтобы избежать травмы от падающих из дробилки кусков материала.
На дробилках с неоткрывающимися корпусами необходимо осто-
рожно открыть люки, предварительно приняв меры против выпаде-
ния кусков из внезапно открывшихся дверок.
Запрещается: работать на неисправной дробилке, открывать во
время работы люки, ведущие в камеру дробления или приемный
лоток, оставлять без присмотра работающую дробилку; находиться
во время работы дробилки в зоне возможного выброса кусков из
дробилки, а также в плоскости вращения шкивов; останавливать
дробилку с заполненной камерой дробления; оставлять на работающей
дробилке инструмент или другие предметы, которые могут упасть
с нее.
Прежде чем приступить к ремонтным работам, нужно убедиться,
что на питателе или приемном лотке не осталось кусков материала,
которые могут упасть в дробилку; предупредить возможность вклю-
чения дробилки или питателя путем отключения общих рубильников
или удаления предохранительных вставок; застопорить ротор дро-
билки, чтобы он не мОг самопроизвольно повернуться, когда на нем
будут находиться люди.
Замена изношенных деталей должна производиться не менее чем
двумя рабочими, из которых один должен отвечать за безопасность
ведения работ и соблюдение правил техники безопасности.
Глава 7. БАРАБАННЫЕ ШАРОВЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
§ 1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ И КЛАССИФИКАЦИЯ
Важнейшим технологическим процессом при производстве цемента,
извести, керамических изделий и т. п. является измельчение различ-
ных материалов до частиц размером менее десятых долей мм.
Энергоемкость процесса помола большая. Однако на измельчение
материалов расходуется лишь часть энергии, потребляемой по-
мольной машиной. Значительная часть ее теряется в виде тепла,
звука, а также на изнашивание рабочих органов и т. д. Учитывая,
что тонкому измельчению подвергаются большие массы материалов
(сотни миллионов тонн), становится очевидной экономическое зна-
чение совершенствования этого процесса и оборудования.
В современном производстве для помола материалов используют
барабанные (шаровые и стержневые), среднеходные, ударные, вибра-
ционные и струйные мельницы.
108
В барабанных мельницах материал
измельчается внутри полого вращаю-
щегося барабана, в который помещены
мелющие тела (шары, стержни). При
вращении барабана мелющие тела и ма-
териал (называемые в дальнейшем «за-
грузкой») сначала движутся по круго-
вой траектории (левый нижний квадрант
на рис. 64), а затем, отрываясь от стен-
ки, падают по параболе. Помол мате-
риала осуществляется в результате
истирания при относительном переме-
щении шаров и частиц материала, а
также удара шаров по материалу при
падении их с некоторой высоты.
Барабанные мельницы классифи-
цируют по режиму работы — перио-
дического (рис. 65, а) и непрерывного
Рис. 64. Схема движения ша-
ров в барабанной мельнице
(рис. 65, б—д) действия;
по способу помола — сухого и мокрого помола; по способу загрузки
и разгрузки материалов—с загрузкой и разгрузкой через люк
(рис. 65, а), с загрузкой и разгрузкой через пустотелые цапфы
(рис. 65, б, д), с загрузкой через цапфу и разгрузкой сквозь стенки
барабана (рис. 65, в).
Барабан мельницы приводится во вращение через зубчатый венец
(рис. 65, е) или через центральную цапфу (рис. 65, ж).
Барабанные мельницы могут работать в открытом или замкнутом
цикле. В последнем случае выведенный из мельницы материал,
подвергается сортировке (сепарации) и крупные частицы (негаба-
рит) возвращаются в мельницу на домол. При такой схеме работы
материал, измельченный до требуемого размера частиц, непрерывно
удаляется из мельницы, что повышает эффективность ее работы.
Шаровые мельницы характеризуются внутренним диаметром ба-
рабана и его рабочей длиной. Некоторые технические данные бара-
банных мельниц приведены в табл. 9.
Рис. 65. Основные схемы барабанных мельниц
109
Таблица 9
Техническая характеристика барабанных мельниц
Тип мельниц
Элемент харак-
теристики
Разгрузка
через торцовую
решетку
Разгрузка через цапфу
Трубные
многокамерные
Внутренний 2,1
диаметр
барабана, м
Рабочая длина 2,2
барабана, м
Количество
камер
Мощность дви- 160
гателя, кВт
Масса
мельницы, т
2,7 3,2
2,1 3,1
300 600
66,0 95,1
0,9 1,5
1,8 3,1
1
4,0 2,6 3,2 4,0
5,5 13,0 15,0 13,5
100 380 1250 1500
18,6 81,2 162,0 170,0
850
160
2000 3200
358 411
§ 2. КОНСТРУКЦИЯ
Мельницы периодического действия применяют для помола трудно-
размалываемых материалов (в керамической, инструментальной
и другой промышленности). Мельница представляет собой цилин-
дрический барабан, установленный на подшипниках и приводимый
во вращение двигателем через редуктор. Загрузку и выгрузку мате-
риала производят через люк.
Производительность мельниц определяется их объемом (1—7 м3)
и продолжительностью помола, зависящими от вида материала и тон-
кости помола. Удельная загрузка мельниц 0,35—0,45 т/м3 объема
барабана.
Барабанные мельницы непрерывного действия с разгрузкой сквозь
торцовую решетчатую диафрагму используют в силикатном, керами-
ческом и других производствах.
Материал загружается в мельницу (рис. 66) сквозь отверстие
в крышке 1 барабанным питателем 2, имеющим внутреннюю спира=-
левидную перегородку, по которой материал поступает в расширяю-
щийся стакан 3 и далее в барабан мельницы 6. Последний установ-
лен цапфами 5, выполненными заодно целое с фланцами, в подшип-
никах 4. Нижняя поверхность корпусов подшипников имеет сфери-
ческую поверхность, которой она опирается на основание 14. Такое
соединение позволяет компенсировать неточности монтажа и другие
деформации корпуса мельницы.
Привод мельницы выполнен по схеме: двигатель — ременная
передача 13 — зубчатая открытая пара 8.
Готовый продукт разгружается через правую пустотелую цапфу.
Мелкие частицы материала проходят сквозь щелевые отверстия 15
в торцовой диафрагме 9, на которой с правой стороны имеются ло-
110
Рис. 66. Барабанная мельница непрерывного действия с торцовой решеткой
пасти — лифтеры 10. Этими лопастями материал поднимается и сбра-
сывается на коническую ступицу 11 и далее на выход по цапфе 12.
С применением торцовой диафрагмы увеличивается производи-
тельность мельницы, так как при этом интенсивнее отбираются го-
товые фракции благодаря более низкому расположению зоны раз-
грузки. Внутренняя поверхность барабана футерована броневыми
плитами 7, изготовленными из износостойких сталей (типа 110Г13Л).
В зависимости от условий работы и типов мельниц применяют
следующие профили броневых плит: ступенчатые (рис. 67, а), вол-
нистые с болтовым (рис. 67, б) и безболтовым креплением (рис. 67, в),
каблучковые (рис. 67, г). Последние отличаются повышенной изно-
состойкостью, но и повышенным сцеплением с материалом. Конструк-
ция плит должна обеспечивать легкую замену броневых плит. Для
снижения шума между корпусом и плитами укладывают резиновые
прокладки.
ill
Рис. 67. Профили броневых плит
Барабанная мельница с периферийной разгрузкой (рис. 68) при-
меняется для помола гипса, глины, извести и других материалов.
Материал поступает по загрузочному устройству 1 в барабан 3,
установленный на валу 2 в подшипниках 4. Измельченный материал
проходит сквозь отверстия в плитах 5, закрепленных в торцовых
стенках 6, и попадает на сито 7, которое пропускает частицы разме-
ром менее 3 мм, а более крупные возвращаются в барабан на до-
мол по щелям между броневыми плитами, которые расположены
уступами в направлении вращения.
Резмер отверстий в сите 8 выбирается в зависимости от тонкости
помола. Частицы, которые не проходят сквозь него, возвращаются
на домол. Готовый продукт собирается в нижней части кожуха.
При работе в открытом цикле материал измельчается до 0,5 мм. Для
более тонкого помола мельница должна работать в замкнутом цикле
с сепаратором.
Рис. 68. Барабанная мельница с периферийной разгрузкой
'112
Трубные мельницы ши-
роко применяют для помола
клинкера в цементной про-
мышленности. Двухкамерная
мельница, показанная на
рис. 69, предназначена как
для мокрого, так и для су-
хого помола и может рабо-
тать в открытом и замкну-
том циклах. Материал по-
дается в загрузочную во-
ронку 1 и далее через пита-
тель 2 и шнек 3, располо-
женный в цапфе 4, поступает
в первую камеру бараба-
на. Измельченный материал
сквозь щели межкамерной
перегородки 5 и отверстия 6
в стенках просыпается в
сборник 7, откуда подается
в сепараторы. Выделенный в
сепараторах «Крупный сорт»
по аэрожелобам подается в
приемник второй секции
мельницы 8, откуда элева-
торными лопастями 9 по-
дается на направляющий
конус 10, по которому ма-
териал поступает во вторую
секцию.
Из второй секции измель-
ченный материал сквозь от-
верстия в торцовой решет-
ке 11 подается лопастями 12
и шнеком 14 сквозь полую
цапфу 13 в разгрузочный
патрубок 15. Просыпаясь
сквозь окна 16, материал по-
падает на сито 17, задержи-
вающее раздробленные ча-
стицы мелющих тел, которые
затем отводятся по патруб-
ку 19. Готовый продукт про-
сыпается сквозь сито и по-
падает в патрубок 18, откуда
направляется на склад.
Привод барабана трубной
мельницы осуществляется от
синхронного тихоходного
§ Зека? 1376
ПЭ
Рис. 69. Двухкамерная
трубная мельница
Рис. 70. Схема помольной установки с трубной мельницей
двигателя через редуктор, выходной вал которого шлицевыми муф-j
тами соединен с цапфой. S
В процессе работы мельницы выделяется много тепла, вследствие^
чего происходит испарение воды из материала, что может замедлить';
процесс помола. Для поддержания нормального режима работы мель-.]
ницы из нее непрерывно отсасывают загрязненный, влажный воздух;^
При работе мельницы в открытом цикле отверстие 6 необходимо?
закрыть специальными крышками, чтобы материал сразу направ-J
лялся лопастями 9 ”из левой в правую камеру. •
Внутренние поверхности левой камеры футерованы фасонными^
плитами, а в правой установлены гладкие плиты. 1
На рис. 70 показана принципиальная схема помольной уста-«
новки с трубной мельницей, работающей в замкнутом цикле. Мате-
риал подается виброконвейером 1 в приемник 2 и далее в мельницу 31
Измельченный в первом отсеке мельницы материал элеватором Г
направляется в сепаратор 6. Готовый продукт отводится из сепара
тора в камерный пневматический насос 13, который подает его н
склад. Материал, требующий доизмельчения, по аэрожелобам 4 и
может подаваться как во вторую камеру мельницы, так и на вхо,
первой камеры. Измельченный материал из второй камеры чере
разгрузочное устройство 8 поступает в камерный насос 13. Нагреты
влажный воздух из мельницы отсасывается дымососом 12 по шахте S
Загрязненный воздух очищается в пылеочистительных циклонах 1
и электрофильтре 11. Выделенный при этом продукт по аэрожелоба
поступает в камерный насос.
Для помола асбеста, извести, гипса и других непрочных мат<
риалов перспективными являются мельницы «с самоизмельчение
материалов». Конструктивно они похожи на барабанные шаровь
мельницы большого диаметра (до 5—8 м), длина корпуса их в 2,5—«
раза меньше диаметра (рис. 71). Материал, поступающий по лотку
в барабан 4, измельчается при его вращении в результате удара кус
ков один о другой при падении с некоторой высоты. К внутренне
114
поверхности барабана крепятся полосы двутаврового сечения 5,
способствущие подъему материала, К торцевым стенкам 6 прикреп-
лены кольца 7 треугольного сечения, которые направляют материал
в середину барабана и способствуют раздавливанию материала.
Цапфами 2 барабан устанавливается в подшипниках 8 и приводится
во вращение через зубчатый венец 3. Мельница работает в сухом ре-
жиме (влажность материала менее 4%) в замкнутом цикле с сепара-
тором, отбирающим готовый продукт по трубе 9- В мельницу загру-
жают материал, размер кусков которого не превышает 450 мм, и раз-
малывают до частиц крупностью 0,5 мм при удельном расходе энер-
гии (при помоле талька) 40—50 кВт-ч/т.
Для некоторых материалов самоизмельчение затруднено, так как
в процессе дробления получается много кусков «критического» раз-
мера (20—70 мм), которые трудно поддаются измельчению и не могут
эффективно дробить более мелкие фракции.
Преимуществом рассмотренных мельниц является отсутствие
мелющих тел. Расход энергии у них близок к барабанным мельнццам.
Мельницы без мелющих тел могут быть эффективными при помоле
материалов, в которых не желательны примеси продукта износа
шаров.
8*
Рис. 71. Барабанная мельница без мелющих тел
115
| 3. ОСНОВЫ РАСЧЁТА
Расчет критической и оптимальной угловой скорости барабана. I
При небольшой угловой скорости барабана циркуляция «загрузки» |
не будет интенсивной, так как шары, поднимаясь на некоторую вы-1
соту, скатываются по поверхности контура загрузки без удара..1
При слишком большой угловой скорости шары, находясь под дей-а
ствием значительных центробежных сил, не будут отрываться от сте-1
нок даже в верхней точке С (рис. 72), так как сила инерции Р превы-1
шает силу тяжести G, т. е. Р уз G или m<n2R cs mg, откуда крити-я
ческая угловая скорость (рад/с) а
(16б|
где g — ускорение свободного падения, м/с2. а
R — радиус вращения шара, м. |
Оптимальной угловой скоростью следует считать такую, при ко-1
торой шар имеет максимальную высоту падения Н, определяемую
координатами точки отрыва шара от стенок (точка Л) и точки встречей
шара после падения (точка В) с окружностью барабана. 1
Отрыв шара от стенок в точке А будет, когда
- (167)
или
mg cos а mco2 R.
Угловая скорость при этом в рад/с
(168|
<о
geos a
(169)
Траектория движения шара в свободном падении представляе!
собой параболу (при помещении начала координат в точке Л) |
Рис. 72. Схема к расчету угловой
скорости барабана мельницы
описывается системой уравнения
x=r/cosa; я
• (171
. gt2
и = vt sin a — 2=-.
а 2
Решая совместно эту систеь^
найдем ординату точки В j
z/B = xBtga-(17j
Учтя, что
получим
i/B = xtga----x x—. (17^
b 2R cos3 a ' ]
V
g cos a r
116
Траектория Движения Шаров И системе координат xoyQ (с началом
в центре окружности) описывается уравнением
^ + f/i = 7?2. ' < (173)
Как следует из схемы (рис. 72)
Xi = хв — R sin а;
У1= Ув — R cos а.
Подставив эти значения в выражение (173), получим
х2в + У в — 2RxB sin а — 2Z?t/Bcos а = 0. (174)
Заменив ув его значением из формулы (172), после,преобразова-
ний получим-
I X \
R cos4 а \47? cos2 а Sin а/ ~ °’ ^175)
Корни хг — х2 — xs, соответствующие пересечению параболы
с окружностью в точке А (т. е. в начале координат), равны нулю,
тогда остается решить уравнение
х„
~л п -----sin а = 0,
47? cos2 а ’
откуда
хв = 47? cos8 а sin а. (176)
Подставив в выражение (172) значение хв, получим
у в = —47? sin2 a cos а. (177)
Наибольшая энергия удара шара будет при максимальной коорди-
нате ув- Чтобы определить максимальную координату ув, возьмем
первую производную ее функции (177)
у' = 87? sin a cos2 а — 47? sin3 а = 47? sin а X
X (2cos2 а — sin2 а) = 0.
Очевидно, что а и 7? не равны нулю, тогда
2cos2 а — sin2 а = 0
или
2 — tg2 а = 0; tg2 а = 2.
Откуда получим, что наивыгоднейший угол отрыва шара
а = 54° 40'. (178)
Подставив значение оптимального угла отрыва в формулу (169),
найдем оптимальную угловую скорость барабана (рад/с)
1/ geos 54° 40' 2,38 /1-7П\
««."У4-R------------yf. (179)
здесь 7?, м.
117
Рис. 73. Схема к расчету контура
загрузки барабанной мельницы
Определение оптимальной загруз*
ки барабана. Координаты точек от-
рыва и падения шаров будут различ-
ными для каждого слоя шаров,
поскольку они определяются соот-
ношением
со2/? = S'cos а (180)
или
7?/cos a = glco2.
Обозначив g/co2 = 2p, получим
выражение
R = 2p cos a,
которое является уравнением окруж-
ности в полярных координатах. Сле-
довательно, кривая AAt (рис. 73)
является дугой окружности ра-
диуса р, описанного из центра 01( расположенного на вертикаль-
ном диаметре сечения барабана, на расстоянии р от его центра.
Геометрическое место точек падения шаров (точка В) опреде-
ляется соответствующим радиусом и углом р. Из рис. 73 следует,'что
sin р == -тг =
л
47? sin2 a cos a — 7? cos a
(181)
R
Преобразовав выражение (181), получим
sin p = —(4cos3 a — 3cos a).
Известно, что 4cos3 a — 3cos a = cos 3a, тогда
sin p — —cos 3a = cos (180° — 3a).
Заменив sin P через cos (90° — p), получим
cos (90° — p) = cos (180° — 3a),
откуда
p = 3a — 90°. (182)
Величина угла a для каждого слоя шаров определяется из урав-;
нения
cos a . = .
1 8
Так можно построить контур движения загрузки и определить^
траектории движения шаров (рис. 73). Из анализа схемы на рис. 73
следует, что переполнять мельницу шарами также нерационально^
как и недополнять. Практически шары должны занимать 0,3—0,3^
объема барабана. |
118
Расчет мощности двигателя барабанных мельниц. При работе
барабанных мельниц энергия расходуется на подъем шаров и сооб-
щение им кинетической энергии, так как после падения шаров их
окружная скорость равна нулю и шары приходится вовлекать в дви-
жение на каждом цикле.
Работа, затрачиваемая на подъем шаров, (Дж)
A = mgyB, (183)
где т — масса шаров, кг;
g — ускорение свободного падения, м/с2;
ув — высота подъема шаров, м.
Все слои загрузки, движущиеся на своих радиусах, заменяем
одним фиктивным слоем, движущимся на расстоянии радиуса
инерции 7?0 от центра мельницы
R,= /2+3, (.84)
где R и 7?х — внутренний радиус барабана и расстояние от центра
барабана до внутреннего слоя загрузки, соответ-
ственно (см. рис. 73).
При степени заполнения загрузкой барабана 0,3 можно принять
7?0 <=& 0,867?. Тогда оптимальный угол подъема фиктивного слоя,
определяемый из соотношения
cos а0 = Ro^/g
с учетом, что соопт = 2,38/КR
составит
2,382-0,86 п с спо
cos а0 = —Е—- <=& 0,5 и а0 60 .
Rg
Высота подъема шаров
ув = 47? 0 sin2 а0 cos а0 ж 1,37?.
Работа, затрачиваемая на подъем шаров, (Дж)
Дх = \,3mgR. (185)
Кинетическая энергия, сообщаемая загрузке, (Дж)
2п2 / д
« ' mv2 та>оКо т /1/ g cosa0 \ D2
^2—7?0 j
те cos 60’т?п
= —-° - 0,214т^7?. (186)
Суммарная работа, затрачиваемая на один цикл движения
шаров, (Дж)
А = А, + А2 = l,514mg7?. (187)
За один оборот барабана, загрузка совершает несколько цирку-
ляций.
. П9
Продолжительность одной циркуляции складывается из времени
it, затрачиваемого на движение шаров по круговой части траекто-
рии, и времени /2, необходимого для движения по параболе:
L —
Угол 0о, соответствующий прохождению шара по параболе
(см. рис. 73), при рассмотрении движения на фиктивном радиусе
будет равен
0о = а0 + 90° + р0. ;
Учитывая, что ро = За0 — 90°, получим i
0о = 4а0. j
Угол 02, соответствующий дуге, по которой шары движутся по
окружности, составит
02 = 360° — 4а0.
При частоте вращения п об/с и а0 = 60° время (с)
, 1 360° —4а0 0,334
t-i —~
1 п
(18»
360° п '
Время движения по параболе (с)
'в _ 47?О sin otp cos2 ар 0,274
ч(1»
(1
ЮООг)
v cos а0 2л/?0п cos а0 п
Суммарное время одной циркуляции (с)
Число циклов фиктивного слоя загрузки за один оборот барабан
г=7й)Я>~‘-64- ,19
Мощность двигателя привода барабанной мельницы, с учете
массы измельчаемого материала (принимаемой обычно равной 0,i
от массы мелющих 'тел), (кВт)
.. Aa>z ______1,514-1,14тш§/?-1,64® _ 0,45znfflg/?®
Л = 2л-1000ч — 2л-1000т] '
где ы — уголовая скорость, рад/с;
Т] — к. п. д. привода;
тш — масса шаров, кг;
R— внутренний .радиус барабана, м.
Массу загрузки (кг) можно определить по формуле
тш = <ррул/?2А,
где <р — коэффициент заполнения
р — коэффициент пустотности
у — плотность мелющих тел
= 7800 кг/м3);
L — длина мельницы, м.
(19
(И
(ф = о,;
загрузкой барабана
загрузки (р 0,57);
(для стальных шаров у =
120
Расчет производительности трубных мельниц. Производитель-
ность барабанных мельниц, и в частности трубных, зависит от мно-
гих факторов: конструкции мельницы, состава и вида мелющих
тел, свойств размалываемого материала, вида помола, тонкости
измельчения и т. д.
Учесть с достаточной точностью эти факторы не представляется
возможным. Поэтому после нахождения основных параметров мель-
ницы производительность (т/ч) рекомендуется определять по эмпи-
рическим формулам, например, по формуле ВНИИЦеммаша
П=6,45УЪ(^У'& qk, (194)
где D — диаметр мельницы «в свету», м;
/иш — масса мелющих тел, т; <
V — рабочий объем мельницы, м3;
q— удельная производительность мельницы в т на 1 кВт ч
полезной мощности; для клинкера q = 0,035-е-0,04’; для
известняка q = 0,05;
k — поправочный коэффициент на тонкость помола, значения
которого приведены ниже:
Остаток в % на
сите № 008 . . 2 3 4 5 6 7 10 12 15 20
k............. 0,59 0,65 0,71 0,77 0,82 0,86 1,0 1,09 1,21 1,42
Расчет основных деталей барабанных мельниц. Рассмотрим метод
расчета на прочность корпуса мельницы и болтов, соединяющих
фланцы (днища) с корпусом. Барабан мельницы рассматривается
как балка кольцевого сечения, нагруженная изгибающим и крутя-
щим моментами. Изгибающие нагрузки на корпус мельницы соз-
даются статическими и инерционными силами.
Схема сил, действующих на корпус мельницы, показана на
рис. 74.
Статические нагрузки в Н создаются силами тяжести . враща-
ющихся частей мельницы G2 и загрузки G3ar, контактирующей
в данный момент с корпусом
G2 = Gx + G2 + G3, (195)
где Gj, G2 и G3 — силы тяжести корпуса с футеровкой, фланцев
и диафрагм, соответственно.
Сила тяжести массы загрузки (Н)
<?заГ = (Сш + СМИЧ, (196)
где Gm — сила тяжести шаров, Н;
GM — сила тяжести измельчаемого материала, Н;
Кч — коэффициент, учитывающий, какая часть загрузки в дан-
ный момент движется по круговой траектории.
121
Рис. 74. Схема
к расчету бара-
банной мельни-
цы на прочность
ЦК Величина этого коэффициента равна отношению времени движения
шаров по круговой траектории к времени цикла [см. формулы (188)
и (190)]:
Лч—* 0,608 — -
Тогда
G3ar =-0,55 (<?ш + 0,14GW) = 0,627Gm.
Центробежная сила инерции массы загрузки, движущейся по>
круговой траектории, (Н) * 1
Р == О,627тшсо2/?. , (198Й
Учитывая, что о>оп1
2,38
получим
Р — 3,56тш.
(199’
Точка приложения сил G3ar и Р определяется радиусом инерци;
загрузки Ро 0,8667? (где R — внутренний радиус барабана) i
180® — а СР10
углом <Р =---2--- 60 .
Равнодействующая сил G3ar и Р (см. рис. 174) в Н
Т = УР2 4- gL — 2PG3ar cos 120° = У Р2 4- Gtr + PG3ar. (200^
122
Равнодействующая сил Т и GS(H'), приложенная в точке С,
Q = + — 2 cos 160° = Т2 + Gs + Qfi84TG^. (201)
(Угол между силами находим графически или по теореме синусов.)
Интенсивность распределенной нагрузки, действующей на кор-
пус мельницы в плоскости равнодействующей Q, (Н/м)
q =-%• (202)
Максимальный изгибающий момент (Н-м)
(203)
где I — расстояние между подшипниками, м.
На участке от муфты до первого (со стороны муфты) подшипника
действует полный крутящий момент, подводимый к барабану, ,(Н-м)
где N— мощность, подводимая к валу мельницы, кВт;
со — угловая скорость, рад/с.
Вследствие трения в подшипнике крутящий момент (Н-м) умень-
шается на величину
/Ит = 7?вцгц, (205)
где RB — нагрузка на подшипник, Н;
р — коэффициент трения в подшипнике;
Гц — радиус цапфы, м. .
По длине корпуса мельницы крутящий момент из-
меняется по наклонной прямой до вели-
чины в левом подшипнике.
Наиболее опасное сечение будет посредине пролета, где при-
веденный момент (Нм)
Л1пр = /М2й+/Икр. (206)
Напряжения в этом сечении (Н/м2)
^ир
а== ~kW~’
(207)
где k 0,8 — коэффициент, учитывающий ослабление сечения
барабана вырезами и отверстия для болтов;
__jr)4
W = — момент сопротивления корпуса, м3;
АН
RH и /?в — наружный и внутренний диаметры корпуса.
Болты, крепящие фланцы к корпусу мельницы, устанавливают
«под развертку» и рассчитывают на срез и растяжение.
123
Суммарная сила среза болтовых соединений (Н)
Рсум = Л,кр + <2- (208)
Окружное усилие, приложенное к болтовому соединению, (Н)
р — 2^ (209)
°КР — г6 ’
где г6 — радиус окружности центров болтов, м.
Усилие (Н) растягивающее болты, состоит из усилия, вызывав-
мого действием изгибающего момента, и усилия затяжки
болтов i
(210)
болто<
(211)
°р — Л'у^и ~т~ *-»зат»
где ky = 0,2-г-0,3 — коэффициент, учитывающий упругость
вого соединения.
Усилие, растягивающее болт, вызываемое изгибающим
том Ми ф, действующим в сечении болтового
___Ми,ф Rob
и е?Гф ~ еггф ’
где 8 — коэффициент, учитывающий неравномерность затяжки
болтов; :
Рв— реакция в . опоре, Н; J
b — расстояние от середины подшипника до плоскости раЗъ-i
1
момен-
соединения, (Н);
ема, м.
Усилие затяжки
S3aT= (ГзаЛ = (0,4 -4- 0,5) аД
где стт — предел текучести материала болтов, Н/м2;
— сечение нарезной части болта, м2.
Опыт эксплуатации мельниц показывает, что сечение фланца!?
в месте перехода цилиндрической части цапфы в конусную (сече--
ние D—D на рис. 74) является весьма нагруженным, поэтому не-
обходимо проверить его прочность
ющих и касательных напряжений.
Изгибающий момент в сечении
Мя — RBa\
приведенный (Н-м)
м„р=ум2н + м2кр.
Пример 8. Рассчитать угловую
(212)3
на совместное действие изгиба-
(Н-м)
(213
(21-
скорость, параметры загрузи
и мощность двигателя трубной мельницы, у которой диаметр D -
— 2,6 м, длина L — 13,0.
Внутренний диаметр футеровки
Do = 0,950 = 0,95-2,6 = 2,46 м.
Полезная длина камеры (за вычетом перегородок сепараторны
зон и т. п.)
Lo = 0,92L = 12 м.
124
Оптимальная угловая скорость барабана
2,38 2,38 „ , „
со = —£=- == = 2,12 рад/с.
/Яо К1.23 ~ и
Приняв <р = 0,3, р — 0,52 и у — 7800 кг/м3, определим массу
загрузки
ш = фрул/?оЬо = 0,3-0,52-7800-3,14-1,232-12 = 75 500 кг.
Мощность двигателя
„ 0,45mg£e<o 0,45-75 500-9,81.1,23-2,12 n.n „
1 да 1000ц 1000-0,92 — кот-
§ 4. ОСОБЕННОСТИ ЭКСПЛУАТАЦИИ
При работе барабанных шаровых мельниц имеется возможность
выделения пыли в окружающее пространство и создания повышенного
производственного шума. Поэтому все каналы движения материала
в помольных установках должны быть герметически закрыты кожу-
хами. При эксплуатации мельниц необходимо перед каждой сменой
проверять состояние уплотнительных устройств и своевременно их
заменять. В производственных помещениях должна быть оборудо-
вана система вентиляции и обеспыливания, которая не позволяла бы
загрязнять окружающую среду продуктами помола.
Для уменьшения шума следует применять резиновые прокладки
между корпусом мельниц и футеровочными плитами. Посты управле-
ния машинами должны быть вынесены в звукоизолированные ка-
бины.
При нахождении в производственных помещениях обслужива-
ющий персонал должен пользоваться индивидуальными средствами
защиты (респираторами, специальными наушниками).
Глава 8. МЕЛЬНИЦЫ С ПОВЫШЕННОЙ
ЭНЕРГОНАПРЯЖЕННОСТЬЮ РАБОЧИХ ОРГАНОВ
§ 1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
На разрушение материала затрачивается лишь часть энергии, осталь-
ная ее часть, как отмечалось, теряется в виде тепла. Это обстоя-
тельство объясняется спецификой процесса тонкого измельчения
Материалов. С уменьшением размеров частиц количество микро-
трещин уменьшается, и прочность частиц резко возрастает. В зоне
Упругих деформаций при снятии напряжений микротрещины могут
125
смыкаться под действием молекулярных сил сцепления. Так может J
происходить, пока трещины значительно не увеличатся и частицы 1
не разрушатся. |
При увеличении частоты воздействия сил на измельчаемую |
частицу, когда период между воздействиями станет меньше вре-1
мени, необходимого для смыкания микротрещин, эффект «само-!
залечивания» частиц может быть снижен, что приведет к более!
интенсивному их разрушению. Высокая частота воздействия при-|
водит также к интенсивному помолу в результате усталостных!
явлений. Я
Смыкание микротрещин может быть предотвращено применением!
поверхностно-активных веществ (пленок жидкостей), адсорбиру-|
ющихся на поверхностях частиц и проникающих в трещины. Такие!
пленки экранируют молекулярные силы, стремящиеся сомкнуть!
трещины. Я
Рассмотренный механизм разрушения материалов послужидя
теоретической основой для совершенствования помольного оборудо-Я
вания и, в частности, для создания машин, работающих на повы-я
шенных скоростях движения мелющих тел. К таким машинам можнся
отнести среднеходные шаровые, валковые, ролико-маятниковые Л
центробежные мельницы.. Технические данные таких мельниц приЯ
ведены в табл. 10. Я
Техническая характеристика мельниц
Т а б л и ц'а 1
Тип Гл авный параметр— Модель Частота вращения Размер загру- Производи- тельность, Потребляв- ‘-j мая мощ- j ность, J кВт при |
т/ч при
мельниц диаметр, ному па- рабочего женных
мм раметру) органа, об/с мм СЧ -1
II II 11 111
- *** л
Шаровые Желоба 610 5,0 20 0,5 0,5 18 12 j
840 3,5 20 1,5 2,0 28' 24L1
Кольцевые 1000 2,67 25 3,0 4,0 50 40 j
1450 2,17 30 6,0 9,0 100 831
Валковые Тарелки 640 1,5 15 1,1 1,6 22 —Я
840 1,2 15 2,2 3,2 40 —1
1040 1,1 20 4,3 6,1 70 — Я
1240 0,9 20 7,7 11,0 130 —я
1630 0,7 20 15,4 22,0 240 —я
Ролико- Вну- 1000 1,9 20 5,5 — 55 “Я
маятнике- тренний
вые кольца Ml
Примечание. Производительность и потребляемая мощность приведены для
мола материалов средней прочности (угля, известняка) при тонкости помола, соответств;
щей остатку 10% (й = 1.0) и 15% (k = 1,21) на сите 009; k — коэффициент, учитывают
тонкость помола.
126
| 2. ШАРОВЫЕ КОЛЬЦЕВЫЕ СРЁДНЕХОДНЫЕ
МЕЛЬНИЦЫ
В шаровых кольцевых мельницах, применяемых для помола глин,
мела, талька, извести материал измельчается в результате раз-
давливания и истирания при относительном перемещении шаров 2
и колец 1 и 8 (рис. 75). Измельчаемый материал питателем 6 по лотку 7
подается в желоб нижнего кольца 1, приводимого во вращение от
двигателя через редуктор 10.
Шары прижимаются к нижнему кольцу пружинами 3 через
верхнее кольцо. 8.
Измельченный материал, пересыпается через внешнюю кромку
нижнего кольца и уносится потоком воздуха, подводимым по па-
трубку 9, со скоростью 20—30 м/с в сепаратор 5, где разделяется
по крупности. Готовый продукт выносится по трубе 4,. а материал,
требующий доизмельчения, поступает снова в мельницу. Диаметр
шаров должен в 10—12 раз превышать размер наибольшего куска
поступающего материала.
Угловая скорость кольца (рад/с) выбирается несколько меньшей
той величины, при которой за счет центробежных сил материал
будет выбрасываться из кольца
®^1,2 (215)
где 1,2 коэффициент запаса;
f — коэффициент трения ма-
териала по металлу;
g — ускорение свободного
падения, м/с2;
7? —- радиус кольца, м.
Производительность мельницы
зависит от тонкости помола и
свойств измельчаемого материала.
Для конкретных условий она
определяется опытным путем.
§ 3. ВАЛКОВЫЕ СРЕДНЕХОДНЫЕ
МЕЛЬНИЦЫ
В валковых мельницах (рис. 76)
материал измельчается между та-
релкой 2, приводимой во враще-
ние от электродвигателя через
редуктор 1, и валками 4. Валки
установлены на осях, закреплен-
ных на рычагах 5. Последние стя-
нуты пружинами 4, благодаря чему
валки прижимаются к тарелке.
Рис. 75. Схема шаровой кольцевой
мельницы
127
Рис. 76. Схема валко-
вой мельницы
В мельницах рассматриваемого типа обычно имеются два валка.
При вращении тарелки валки под действием прения начинают вра-
щаться, при этом материал затягивается между ними и измель-
чается в результате раздавливания и частично истирается. Измель-
ченный материал выносится потоком сжатого воздуха, подаваемого
по каналу 3, в сепаратор.
Валковые мельницы изготовляют с диаметром тарелки 0,6—1,7 м.
Скорость тарелки около 3 м/с.
Угловая скорость тарелки (рад/с) рассчитывается из условия,
при котором частицы не должны выбрасываться центробежной силой
с тарелки. Для плоских тарелок
Рис. 77, Схема к расчету угловой ско- (рис. 77) это обеспечивается ра-
рости тарелки валковой мельницы венством
тьуч = fmg; (216)
откуда
(217)
где г — радиус, м; ;
/ — коэффициент трения между*
материалом и тарелкой. J
128
Для тарелок с наклонными бортами следует рассматривать рав-
новесие частицы на наклонной плоскости, т. е.
f (Ра sin а + G cos а) + G sin а — Ри cos а = О,
(218)
где Ри — центробежная сила
Учитывая, что Ря= mtiPR
инерции, действующая на частицу,
и G = mg, угловая скорость (рад/с)
ю — 1/ g(/ + tgg)_
V Я(1 — f tg а) ’
(219)
где R — радиус, м;
а — угол наклона борта тарелки.
Мощность двигателя (кВт) привода тарелки расходуется на пере-
катывание валков N г и на преодоление трения при проскальзывании
валков N а:
л; р^2 •
;V1 1000 ’
(220)
/V _ Pfv^z
1 2 1000 ’
(221)
где Р — сила прижатия валка, Н;
р, — коэффициент сопротивления качению валка, рав-
ный 0,05—0,1;
ов — окружная скорость валка, равная примерно окруж-
ной скорости тарелки, м/с;
z — число валков;
сск = у В — скорость скольжения валка, м/с;
В — ширина катка, м.
§ 4. РОЛИКО-МАЯТНИКОВЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
Ролико-маятниковые мельницы применяют для измельчения мяг-
ких пород, а также пород средней прочности (глины, гипса, мела,
графита). В таких мельницах (рис. 78) материал измельчается между
неподвижным кольцом 5 и роликами 6, которые перекатываются
по кольцу при вращении крестовины 1, закрепленной на вертикаль-
ном валу 2.
Ролики установлены на маятниках 3, шарнирно подвешенных
к крестовине. При вращении крестовины под действием центробеж- -
ных сил инерции ролики прижимаются к размольному кольцу.
Материал подается на размольное кольцо питателя 7. Потоком
газов, подводимых по коллектору 4, измельченный материал выно-
сится в сепаратор.
Если в мельницу подавать подогретый воздух, то она будет
работать как размольно-сушильный агрегат.
9 Эаказ 1376 129
Ролико-маятниковые мельницы выпускают с диаметром размоль-
ного кольца 600—1800 мм и диаметром роликов 300—700 мм.
Сила давления (Н) роликов на кольцо (рис. 79) цаходится цз
уравнения моментов всех сил, действующих на ролик, относительно
точки подвеса О, т. е.
Рис. 79. Схема к расчету угло- G sin а / + Qh — Ри cos al = 0; (222)
вой скорости роликов
отсюда
Q — Р'л1 cos а ~ sin ст (223)
Угол а можно принять равным
нулю. Тогда
Q = Рк = tn^R, (224)
где т — масса ролика, кг;
со — угловая скорость крестовины,
рад/с;
R — расстояние от оси вращения
до оси ролика, м.
Давление валка на кольцо прини-
мается равным (0,1 -ь0,25) 10е Н на 1 м
ширины ролика.
Тогда
mco2/? = (0,14-0,25) 106В.
Откуда необходимая угловая скорость (рад/с)
<0 = (320-500) ]/Д,
(225)
(226)
где В — ширина валка, м;
т — масса ролика, кг;
R — расстояние от оси крестовины до центра ролика, м.
Мощность привода роликовых мельниц по аналогии с валковыми
можно рассчитывать по формулам (220) и (221). Скорость скольже-
ния рекомендуется принимать равной 0,1 от окружной скорости
ролика.
Глава 9. МЕЛЬНИЦЫ УДАРНОГО ДЕЙСТВИЯ
§ 1. РАБОЧИЙ ПРОЦЕСС, КЛАССИФИКАЦИЯ
И ОСНОВНЫЕ ПАРАМЕТРЫ МЕЛЬНИЦ
В мельницах ударного действия материал измельчается .под дей-
ствием ударов вращающихся рабочих органов — бил по частицам
материала, повторных соударений частиц с отражательными эле-
ментами, а также между собой. Различают мельницы с жестко за-
Таблица 11
Техническая характеристика мельниц ударного действия
Параметр С шарнирными билами С жестко закрепленными билами
аэробиль- ные дезинтеграторы
Диаметр ротора, мм . . 800 1000 1300 1500 855 1045 440 1000 1335
Длина ротора, мм . . . 400 470 944 1650 — — — — —
Окружная скорость бил, м/с 40 50 50 57 80 78 23 .37 47
Мощность двигателя, кВт 30 45 125 250 50 90 4,5 18,5 29
Энергоемкость при по- моле непрочных материа- лов, при коэффициенте размолоспособнссти 1,4— 1,6, кВт-ч/т 12—15 15—16 12—15 12—16 20 18 2,5* 2,9* 2,9 *
* При помоле глины влажностью 8%.
9*
131
крепленными на вращающемся роторе билами и мельницы с шарнир-
ной подвеской молотков — бил. Основным параметром мельниц
ударного действия принят диаметр окружности, описываемой би-
лами. Некоторые сведения о мельницах ударного действия приве-
дены в табл. И.
§ 2. конструкция
Молотковая мельница с шарнирно подвешенными молотками (рис. 80)
состоит из корпуса 10, в котором на валу 11, приводимом во враще-
ние двигателем через ременную передачу 5, установлены диски 2:
Между дисками на пальцах 3 подвешены молотки 1. Для удобства
ремонта корпус мельницы выполнен из двух раскрывающихся по-
ловин, соединенных шарниром 17 и стягиваемых, винтами 7, при
помощи маховичков 4, 8 и 14.
Материал, поступающий в мельницу по каналу 16, измельчается
ударами молотков, повторными ударами отскочивших частиц об
отбойное кольцо 15, а также при соударении частиц одна о другую.
Измельченные частицы, проходя сквозь решетки 6 и 12, отсасы-
ваются из мельницы по каналам 9 и 13 в сепараторы.
Мельница с жестко закрепленными билами (рис. 81) состоит из
корпуса 16, в котором установлен на подшипниках 12 вал 14 со
шкивом 13. На консоли вала размещен диск 15, в котором жестко
закреплены била 1. По лотку 6, закрытому жалюзи 7, материал
из бункера 9 питателем 10 подается по течке 5 в центральную зону
мельницы. Интенсивность подачи материала регулируется шибе-
ром 8. Измельчение материала производится вращающимися би-
лами 1, а также при ударе отброшенных частиц об отражательные
пальцы 3, установленные в крышке 4, соединенной шарнирами 2
с корпусом. Измельченный материал, проходя сквозь отверстия
в колосниковом кольце 17, транспортируется пневмоустройствами
в сепараторы.
Рис. 80. Мельница с
шарнирноподвешен-
ными молотками
132
8 9
Рис. 81. Ударная мельница с жесткозакрепленными билами
Для защиты подшипников от пыли по каналам 11 продувается
сжатый воздух.
На рис. 82 показана схема мельницы ударного действия корзин-
чатого типа, называемая дезинтегратором. Дезинтегра-
торы применяют для измельчения глины, мела, трепела и других
мягких материалов.
На станине 12 в подшипниках установлены валы 1 и 10, приво-
димые во вращение в разные стороны от индивидуальных двигателей
через ременные передачи и шкивы 2 и 11. На консолях валов уста-
новлены ступицы 3 и 4, к которым крепятся диски 5 и 8. В дисках
размещены по концентрическим окружностям пальцы 6. Вторые
концы каждого ряда пальцев скрепляются между собой кольцами 7.
Измельчаемый материал подается по воронке 9 в центральную
часть корзин и стекая по ступице встречается с первым рядом бы-
стро вращающихся пальцев внутренней корзины. Куски материала
разбиваются и под действием центробежных и тангенциальных сил
направляются к последующим рядам пальцев, где подвергаются
дальнейшему многократному разрушению. Для облегчения осмотра
и ремонта один из роторов установлен на шередвижных опорах и
может отодвигаться винтовым устройством 13.
§ 3. СХЕМЫ УСТАНОВКИ
Рабочие органы мельниц ударного действия работают при окруж-
ных скоростях, достигающих 80 м/с. Ввиду этого в камерах дроб-
ления создается вентиляторный эффект, т. е. подпор воздуха по
периферии камеры и разрежение в ее центре. Такое явление удобно
использовать для питания мельницы материалом и для транспорти-
рования измельченного продукта. Как правило, мельницы ударного
действия работают в технологических схемах в комплекте с обору-,
дованием, использующим в качестве рабочего тела для транспорти-
рования и сортировки материала сжатый воздух.
На схеме (рис. 83) показана мельница с жестко закрепленными
билами в комплекте с питателем, сепаратором и вентилятором.
Иногда саму мельницу, работающую по такой схеме, не совсем
удачно называют аэробильной.
Тарельчатым питателем 5 материал подается со стороны торцо-
вой стенки в центральную часть мельницы 1. Ротор выбрасывает
измельченный материал в трубу 2 над горловиной мельницы. В ре-
зультате разрежения, создаваемого вентилятором 7, материал по-
ступает в сепаратор 3. Крупные частицы материала по лотку 4
направляются в мельницу на домол, мелкие отсасываются 'по трубе 6 '
вентилятором и направляются в осадительные устройства.
На рис. 84 изображена схема установки мельницы с шарнирно
подвешенными молотками в специальной шахте, ввиду чего ее иногда
называют шахтной.
Материал подается по трубе 1 в шахту 2 по направлению враще-
ния ротора 3. Частицы, измельченные ударами бил, подхватываются /
потоком газов, поступающих в корпус мельницы по каналу 4, и. |
134
Рис. 83. Схема помольной установки с мель-
ницей ударного действия
Рис. 84. Схема установки
шахтной мельницы
выносятся в шахту, в которой отсеиваются под действием сил тя-
жести. Крупные частицы падают в мельницу на доизмельчение,
а мелкие выносятся в осадительные устройства. Тонкость помола
в некоторых пределах возможно регулировать изменением положе-
ния отбойных плит 5.
При подаче в мельницу газов, нагретых до 300—400° С, она
может быть использована как сушильно-помольный агрегат.
§ 4. ОСНОВЫ РАСЧЕТА
Процессы взаимодействия рабочих органов с измельчаемым мате-
риалом в мельницах ударного действия весьма сложные. Энергия
при работе этих мельниц расходуется на удар молотка о материал,
на преодоление трения молотка о слой материала, на работу ротора
как вентилятора и другие потери. Математически описать эти про-
цессы трудно из-за неопределенности вида удара (упругий или
неупругий, центральный или скользящий и т. д.), непостояства
режимов работы вследствие изменяющихся условий подачи мате-
риала, крупности кусков и неоднородности физико-механических
свойств дробимого материала.
Для расчета мощности целесообразнее пользоваться приближен-
ными эмпирическими зависимостями.
Для мельницы с шарнирными молотками мощность (кВт)
N = CD Ln, (227)
где С — эмпирический коэффициент, равный 7—8;
D и L — диаметр и длина ротора, м;
п — число оборотов ротора в секунду.
135
Затраты мощности (кВт) на пбмбЛ в мёЛЬННЦаХ с жесткими би-
лами, в первом приближении, можно определить по формуле
(228)
где Q — производительность мельницы, т/ч;
Э — удельный расход энергии на измельчение единицы эта-
лонного продукта, кВт ч;
К —.коэффициент размолоспособности материала;
В — остаток на сите № 008, %.
Удельный расход энергии составляет 10—18 кВт ч/т для мате-
риалов средней прочности при помоле до тонкости, соответствующей
остатку 12% на сите № 008.
Производительность мельниц также устанавливаается опытным
путем для конкретных условий работы.
По тем же причинам трудно точно рассчитать рабочие органы
мельниц ударного действия на прочность. При ориентировочных
расчетах в мельницах с шарнирными молотками нагрузка (Н) на
стержень молотка и пальцы
(229)
где Кд — коэффициент динамичности приложения нагрузки;
Ри — центробежная сила инерции вращающейся массы мо-
лотка, Н;
= (230)
где G — сила тяжести массы молотка, Н\
со — угловая скорость молотка, рад/с;
Р радиус центра тяжести массы молотка от центра вращения
вала, м.
При соударении молотка и материала молоток теряет скорость,
а затем быстро разгоняется до номинальной. Ввиду этого нагрузка
прикладывается, как бы мгновенно. При режимах, имеющих место
при работе мельниц, коэффициент можно принять равным 1,8-?-
2,0.
§ 5. ОСОБЕННОСТИ ЭКСПЛУАТАЦИИ
С целью охраны труда и защиты окружающей среды при проекти-
ровании и эксплуатации установок с применением мельниц удар-"
ного действия должно быть предусмотрено следующее: i
конструкции загрузочных устройств должны обеспечивать пред**
отвращение выброса камней; J
рабочее место машиниста должно располагаться в отдельной;
закрытой кабине; j
исключена возможность попадания в мельницы металлически^*
предметов, для чего на линиях подачи материалов должны быт#
установлены магнитные искатели-ловители; Я
136 I
" если мельницы устанавливаются в помольном агрегате без при-
менения сжатого воздуха в качестве транспортирующего тела, то
должны применяться аспирационные установки для осаждения пыли
из зоны, где расположена мельница.
Во время работы мельниц запрещается открывать люки, ведущие
в камеру помола; открывать защитные кожухи над вращающимися
деталями; работать на неисправной мельнице.
При ежедневных осмотрах особое внимание следует обращать
на состояние герметизации камер дробления.
Глава 10. МЕЛЬНИЦЫ ДЛЯ СВЕРХТОНКОГО .
ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ
§ 1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
Тонкость помола имееет важное значение при производстве це-
мента, керамики и других изделий. Например, в цементной промыш-
ленности увеличение тонкости помола клинкера на 60—70% позво-
ляет почти вдвое повысить марку цемента и получать быстротверде-
ющие цементы, что приводит к ускорению технологических процессов
в последующих производствах.
Увеличение тонкости помола в «классических» шаровых и дру-
гих тихоходных мельницах не дает нужного экономического эффекта
вследствие низкого к. п. д. этих машин и повышенного износа ме-
лющих тел. Обычно в шаровых мельницах удельная производитель-
ность не превышает 0,03 кг/с на 1 т массы мельницы.
Для сверхтонкого измельчения применяют высокоскоростные
аппараты, которые являются более эффективными.
В определенных условиях выгодно использовать вибрационные
мельницы. При помоле до ^крупности частиц 1—10 мкм эффектив-
ность таких мельниц выше, чем у шаровых. Высокие скорости удара
(до нескольких сотен метров в секунду) сравнительно просто дости-
гаются при движении частиц в струях сжатых газов или пара (в струй-
ных меьницах). Особенно эффективно применять струйные мельницы,
когда недопустимо загрязнение измельчаемого материала продук-
тами износа мелющих тел. Струйные мельницы не имеют движущихся
частей, что позволяет использовать в них для футеровки’ высоко-
износостойкие материалы, которые в других мельницах не могут
быть применены из-за недостаточной их прочности.
§ 2. ВИБРАЦИОННЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
В промышленности строительных материалов применяются вибра-
ционные мельницы двух типов: инерционные и гирационные. Све-
дения р них приведены в табл. 12>
137
Таблица 12
Техническая характеристика вибрационных мельниц
Параметр 1 0S-W 006-W М-230 М-400 М-1000 ooos-w М-2700
Объем корпуса, м3 0,05 0,2 0,23 0,4 1,0 2,0 2,7
Частота колебаний, 1/с ... 50 25 25 25 16 16 10
Амплитуда колебаний, мм . . 4 3 4 3,5 . 4,5 7 14
Мощность двигателя, кВт . . 10 14 28 28 160 320 420
Производительность при сухом помоле клинкера до частиц 20— 40 мкм, кг/ч 100— 350— 500— 1200— 4000— 6000— 9000—
150 600 800 2000 5000 10 000 15000
Вибрационная мельница инерционного типа (рис. 85, а) состоит
из корпуса 2, в котором на подшипниках 3 установлен дебалансный
вал 1, приводимый во вращение двигателем 4. Корпус мельницы
опирается на пружины 5.
При вращении дебалансного вала корпус мельницы с загружен-
ными в него мелющими телами и измельчаемым материалом приво-
138
дитсй в колебательные движе-
ния по эллиптическим траекто-
риям. При этом шары оказы-
вают интенсивное воздействие
на материал и измельчают его.
Измельчение производится под
действием незначительных по
величине импульсов высокой ча-
стоты. В процессе работы мель-
ницы загрузка совершает мед-
ленную циркуляцию в сторону,
Рис. 86. Гирационная мельница
противоположную направлению
вращения дебалансного вала.
Гирационная мельница (рис. 86) приводится в круговое колеба-
тельное движение эксцентриковым валом 2, на котором установлен
корпус 1. Для уравновешивания системы и разгрузки коренных
подшипников 4 на эксцентриковом валу устанавливаются проти-
вовесы 3. Вращению корпуса препятствуют пружины 5. ‘
Наиболее нагруженными узлами вибрационных мельниц являются
подшипники. Поэтому в некоторых конструкциях виброэлементов
предусматриваются устройства для циркуляции в них воды, охлаж-
дающей подшипники.
Вибрационные мельницы могут работать в режимах сухого и
мокрого помола. При непрерывном измельчении вибрационная
мельница работает в замкнутом цикле.
Схема установки с вибрационной мельницей непрерывного дей-
ствия показана на рис. 87. Материал из бункера 1 ячейковым пита-
телем 2 подается в вибрационную мельницу 3. В корпус мельницы
вентилятором 9 нагнетается по трубе 10 воздух, который выносит
мелкие частицы по трубе 6 в сепаратор 5, где крупные частицы
отделяются от мелких. По трубе 4 крупные частицы возвращаются
на доизмельчение в мельницу.
Зона подачи материала в
мельницу отделена от зоны про-
дувки перегородкой 7. Мелкие
частицы из сепаратора осаж-
даются в циклоне 8. Производи-
тельность вибрационных мель-
ниц зависит от тонкости по-
мола. При помоле клинкера до
крупности 15—20 мкм произ-
водительность мельницы М200
составляет около 600 кг/ч, при
помоле красителей до крупно-
сти 1 мкм всего 2—5 кг/ч.
Основы расчета
Колебательные движения мель-
ницы, расчетная схема которой
Рис.. 87. Схема помольной установки с
вибрационной мельницей непрерывного
действия
139
ПОййЭййа йа рис. 85, б, описывается в общем виде ДифферейЦйаЛЬ*
ными уравнениями:
т%х + Ьхх Ц- слх = m^R cos (231)
тъУ + ЬуУ ~\~суУ — tn^R sin со/, (232)
где zns — суммарная масса колеблющейся системы, включая
массу мельницы, материала и вибратора;
х, у — координаты колеблющегося центра масс, отсчитывае-
мые от положения равновесия;
сх, су — коэффициенты жесткости опорных устройств по осям
х, у,
bx, by — коэффициент сопротивления диссипативных сил по со-
ответствующим осям;
тд — масса неуравновешенной части дебаланса вибратора;
<о — угловая скорость вала вибратора;
R — радиус центра тяжести дебаланса;
t — время.
Начальные собственные колебания системы, определяемые на-
чальными условиями и не зависящие от вынуждающей силы, а также
возбужденные собственные колебания, определяемые вынуждающей
силой и не зависящие от начальных условий, быстро затухают и
остаются стационарные вынужденные колебания.
Решения исходных уравнений для этого случая будут
х = хл cos (ciit — q\); (233)
У = У a sin (®/ — Фу),
где амплитудные значения текущих координат
хА= —..... Отд(°27? ---- ; . (234)
^(с-туу-Ь^
уА = m^R ; (235)
yy-m^-byW 1
начальные фазы колебаний
, Ьх(£>
Фх = arctg —2--2- 5
COq — со
Фу = arctg -. (236)
COq — ы
Для улучшения условий работы мельниц и виброизоляции несу-
щих конструкций следует стремиться к тому, чтобы ось вращения
вибратора совмещалась с осью центра масс, реакции опор прохо-*
дили бы через центр тяжести, т. е. 1Г = /2 и а = 0, и собственные;
140 |
частоты Всех форм колебаний были равны между собой, т. е. сх — су,
поскольку собственная частота колебаний системы
(237)
При этих условиях траектория колебаний будет близка к кру-
говой и амплитуда колебаний
_ m^R
Я ~ ]Л(с — т^)— Z>2co2
(238)
Сопротивления диссипативных сил (сопротивление воздуха, тре-
ние в опорных узлах и др.) обычно не велики (менее 10%) и для
упрощения расчетов ими можно пренебречь, т. е. b = 0. Учитывая
это, а также то, что с = т2а>о, получим
mpttPR
—<о2)
(239)
Для лучшей виброизоляции жесткость пружин принимается
такой, чтобы обеспечивалось соотношение частот в пределах =
= т. е- мельница работает в зарезонансном режиме. Тогда,
без больших погрешностей соо из расчетов можно опустить, поскольку
= ) 0)2 и амплитуда колебаний определится из урав-
нения
тдм2/? mAR
~ пг^ ~ ms
(240)
Обычно частоту и амплитуду колебаний задают из технологиче-
ских соображений, а дебалансный момент вибратора рассчитывают
Л1Д= mnR = mzA. _ (241)
Суммарная масса колеблющейся системы
= тк тА -ф kn (тм -ф тш), (242)
где тк и пгл — масса корпуса мельницы и вибратора;
kn = 0,25ч-0,3 — коэффициент присоединения сыпучей массы
загрузки к колебаниям;
тм и тш — масса измельчаемого материала и мелющих
тел.
141
Мощность (кВт), потребляемая мельнидей, расходуется на сооб-
щение колебаний системе и потери на трение в подшипниках. По
рекомендации А. Д. Лесина
/snM2co3<7u
= gG[l+92(l + H)2]103 ’ (243)
где k0 — экспериментальный коэффициент, зависящий от частоты
колебаний и степени заполнения мельницы загрузкой;
2ИД— момент вибратора, Н-м; '
<» — угловая скорость, рад/с;
q — коэффициент, зависящий от вида мелющих тел, частоты
колебаний и измельчаемого материала;
тм + тш
р = ———— относительная масса загрузки;
тк
тк — масса корпуса;
g—ускорение свободного падения, м/с2;
G — сила тяжести колеблющихся масс, Н.
Работа (Дж), затрачиваемая на трение в подшипниках вибратора
за один оборот вала
А 1р = /лРптд<о2М, (244)
где f — коэффициент трения в подшипниках;
Dn — диаметр внутреннего кольца подшипников, м;
тл — масса дебаланса, кг;
со — угловая скорость вала вибратора, рад/с;
R — радиус центра тяжести дебаланса, м.
Мощность, расходуемая на трение, в кВт
_ Дтрсо _ fDnm^R -„.-г
' ТР 2л-1000 2000 ‘ V '
Некоторые значения величин q, k0, f и p, (по данным ВНИИТИСМ)
приведены ниже: «, рад/с ч kn f II
157 0,4 1,0 0,010 2,41
314 0,3 1,2 0,006 2,23
§ 3. СТРУЙНЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
По виду энергоносителя струйные мельницы разделяют на воздухо-
струйные и пароструйные. Основные принципиальные схемы струй-
ных мельниц показаны на рис. 88—90. Струйная мельница с верти-
кальной кольцевой камерой (рис. 88). предназначена для сверх-
тонкого (менее 1 мкм) измельчения. Материал, подаваемый питате-
лем 1 по трубе 2 поступает в диффузор 3 и сжатым воздухом вно-
сится в камеру мельницы 5.
Энергоноситель подается через систему сопл 4 в нижнюю часть
камеры под определенным углом, чтобы вызвать циркуляцию воз-,
духа в кольцевой камере. Измельчение происходит в результате
142
Рис. 88. Струйная мельница с
вертикальной кольцевой каме-
рой
5 6
Рис. 89. Струйная мель-
ница с плоской помоль-
ной камерой
соударений частиц в точках пересечения струй и в вихрях турбу-
лентного потока. В верхнем участке камеры материал разделяется
по крупности под действием центробежных сил, возникающих при
движении струи по криволинейному участку. Тяжелые, более круп-
ные частицы отбрасываются к внешней стороне камеры, теряют
скорость и падают по правому стволу, где снова попадают в зону
измельчения. Мелкие частицы сквозь жалюзи выносятся потоком
газа в осадительные устройства по трубе 6.
На рис. 89 изображена струйная мельница с плоской помольной
камерой. Энергоноситель поступает по трубопроводу 1 в коллектор 2
и далее через сопла 3 в помольно-разделительную камеру 4. Ввод
энергоносителя в помольную камеру осуществляется под некоторым
углом, обеспечивающим многократное пересечение струй.
Измельчаемый материал подается в помольную камеру по трубе 6,
подхватывается струями и измельчается при пересечении струй
и в вихрях. По мере измельчения центростремительные силы начи-
нают превышать центробежные, частицы в потоке газов будут пере-
мещаться в центральную часть камеры и попадут в кольцевой зазор
между трубками 5 и 7, где образуется сильный нисходящий поток
газов.
Около 80% частиц выбрасывается нисходящим потоком газов
в приемник 8, а остальные выносятся энергоносителем в циклоны.
Таким образом при помоле получаются продукты двух фракций.
На рис. 90 показана схема эжекторной струйной мельницы про-
тивоточного типа. Она применяется для тонкого измельчения (ме-
нее 60 мкм). х
Материал из бункеров 1 через эжекторы 3 поступает в разгонные
трубки 4, где подхватывается энергоносителем, подаваемым по
трубе 2 под давлением 0,4—0,8 Мн/м2 и выносится в помольную
камеру 5. Измельчение происходит в результате соударения частиц
143
Рис. 90. Эжек-
торная струйная
мельница про-
тивоточного
типа
во встречных потоках. Измельченный материал и отработанный
энергоноситель направляются в классификатор. В качестве энерго-
носителя используется сжатый воздух или перегретый пар.
- Помольная камера футеруется сменной броней 6, в качестве
которой могут использоваться каменное литье, специальная кера-
мика и другие износостойкие материалы.
Схема помольной установки с противоточной помольной мельни-
цей показана на рис. 91. Измельчаемый материал из бункера 1
подается тарельчатыми питателями 2 по трубам 3 в струйную мель-
ницу 4. Энергоносителем, подаваемый по трубкам 9, измельченный
порошок выносится в классификатор 5, где разделяется по круп-
ности. Крупные частицы подаются питателем 6 по трубам 8 на до-
мол. В этот же поток материала (для его разбавления) через кла-
пан 7 подсасывается атмосферный воздух. Мелкие частицы из сепа-
ратора 5 выводятся в циклон 10, откуда поступают в бункер 11.
Запыленный воздух поступает в скруббер 13 и после очистки венти-
лятором 12 выносится в атмосферу.
Основные параметры рабочего процесса струйных мельниц и
размеры элементов помольных камер устанавливают опытным путем..
Основными исходными параметрами принимают производительность
мельницы и удельный расход энергоносителя. По данным В. И. Аку-
нова удельный расход энергоносителя для помола кварцевого песка
с основным исходным содержанием частиц 0,2 мм до частиц разме-
ром, характеризуемым остатком 1—5% на сите № 0060 составляет:
воздуха при давлении 0,6—0,8 МН/м2 и t — 263К — 2 т на 1 т про-
дукта, перегретого пара при том же давлении и t = 623ч-673 К — 1т
на 1 т продукта. Стоимость сжатого воздуха составляет 5—10 руб./т,
пара 3—6 руб./т.
Удельные затраты энергии с изменением тонкости помола- от
до 6 2 изменяются по отношению
А = А.
Л2 62 •
Скорость столкновения частиц принимается 200—400 м/с.
Диаметр разгонных трубок в мм можно определить из экспери-
ментальной зависимости
<246>
где Q — производительность, кг/ч;
Кт — удельный показатель.
Для помола названного выше песка Кт = 0,234 кг/ч-мм2, для
других материалов 7СТ = /<т-ф-, где Л2 и Л0 — энергозатраты на
помол соответствующего и эталонного материалов.
Длина разгонной трубки
/=(6н-7)Д (247)
Оптимальное расстояние между торцами разгонных трубок
4,5Д (248)
Диаметр помольной камеры
D = (3-4-4) d. (249)
Длина камеры
L 2,БД (250)
§ 4. ОСОБЕННОСТИ ЭКСПЛУАТАЦИИ
При эксплуатации вибрационных мельниц особую опасность пред-
ставляют вибрация и шум. Чтобы уменьшить их воздействие на
человека,, следует применять относительно «мягкие» опорные эле-
менты, гасящие вибрацию, передаваемую на опорные конструкции.
Обычно мельницы работают в зарезонансном режиме с соотноше-
нием частот вынужденных и собственных колебаний более 4:1.
Тем не менее, площадки, где находится обслуживающий персонал,
Должны быть установлены на дополнительных виброизоляционных
прокладках из пористой резины. Защита от пыли и шума должна
обеспечиваться мероприятиями, аналогичными изложенным в гла-
вах 7 и 9. Следует иметь в виду, что при ослаблении креплений
пружин-амортизаторов существенно увеличивается уровень шума
при работе вибромёльниц. Поэтому при профилактических осмотрах
помимо ревизии технического состояния узлов и деталей машины
особое внимание следует обращать на состояние узлов крепления
пружин, футеровки люков и т. ц,
10 зтз 4376 И5
Раздел II. МАШИНЫ И ОБОРУДОВАНИЕ
ДЛЯ СОРТИРОВАНИЯ СТРОИТЕЛЬНЫХ
МАТЕРИАЛОВ
Глава 1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О ПРОЦЕССАХ
СОРТИРОВАНИЯ МАТЕРИАЛОВ
§
1. НАЗНАЧЕНИЕ И СУЩНОСТЬ ПРОЦЕССОВ
СОРТИРОВАНИЯ
сортирования и обогащения широко используют в npo-J
Процессы
мышленности строительных материалов, так как исходное сырьё
в большинстве случаев представляет собой неоднородную по круп<
ности смесь, содержащую различные примеси и включения. ’3
В процессе переработки сырья материал необходимо разделять',
на сорта по крупности, удалять из материала примеси и включения/’
снижающие его качество. Основное оборудование для этих процес-(
сов основывается на механическом, гидравлическом и воздушном^
принципе действия. i
Наиболее распространенный способ сортирования материалов —:
механический. Механическое сортирование, производимое на пло?5
ских или криволинейных поверхностях с отверстиями заданного;
размера, называется грохочением, а машины и устройства, слу-j
жащие для этой цели, — грохотами.
Сыпучая смесь, поступающая на грохочение, называется исхода
ным материалом. Зерна материала, размер которых превышав
размер отверстий поверхности грохочения, остаются на этой п
верхности и называются на'дрешетным (верхним) классом; зер1
материала, ~прошедшие через отверстия, представляют собой по
решетный (нижний) класс. Надрешетный класс обозначается 3i
ком плюс, подрешетный—знаком минус. Например, если смс
зерен различной крупности разделялась на сите с отверстия
40 мм, то верхний класс обозначается +40, нижний —40. Т.
одна поверхность грохочения разделяет исходный материал на Д
класса. Если материал, подлежащий сортированию, будет послед
вательно проходить п поверхностей грохочения, то в результа
получится п + 1 классов.
Просеивающей поверхностью вибрационных грохотов являет
колосниковая решетка или сито, которые располагаются в гор
зонтальной или наклонной плоскости и приводятся в колебательн
состояние. Благодаря колебательным движениям просеивают
поверхности материал, поступающий на нее, перемещается к ps
грузочному концу грохота. Во время движения по просеивают
146
поверхности материал разделяется на подрешетный и надрешетный
классы.
Просеивающие поверхности могут иметь круговой, эллиптиче-
ский или прямолинейный характер движения. Обычно в наклонных
грохотах используют все три вида движения, а в горизонтальных —
прямолинейные, направленные под углом 35—45° к просеивающей
поверхности.
Скорость колебательного движения просеивающей поверхности
выбирают такой, чтобы она обеспечивала периодический отрыв
материала от просеивающей поверхности при его движении к раз-
грузочному концу.
В процессе переработки строительных материалов, например
нерудных, применяют следующие виды грохочения:
предварительное; используется для выделения из исходной гор-
ной массы негабарита или материала, не требующего дробления
в машинах первой стадии дробления;
промежуточное: предназначено для выделения продукта, не
требующего дробления в последующей стадии;
контрольное: применяют вслед за последней стадией дробления
для контроля крупности готового продукта и выделения отходов;
частицы крупнее заданного размера возвращаются на додраблива-
ние (замкнутый цикл);
окончательное или товарное; используют для разделения гото-
вого продукта на товарные фракции.
Различают сухой и мокрый способы грохочения. При мокром
способе исходный материал поступает на грохот в виде пульпы или
в сухом виде и на грохоте орошается водой из специальных брызгал.
Мокрый способ применяют обычно для сортирования материалов
повышенной влажности и загрязненных глиной, илом и другими
примесями. В этих случаях при грохочении материал не только
разделяется по крупности, но и промывается.
Процесс грохочения принято оценивать двумя показателями:
производительностью, т. е. количеством поступающего на грохот
исходного материала в единицу времени, и эффективностью грохоче-
ния — отношением массы материала, прошедшей сквозь отверстия
сита, к массе материала данной крупности, содержащейся в исход-
ном продукте.
Эффективность грохочения отражает качественную сторону rfpo-
цесса грохочения. Качество получаемого продукта оценивается
засоренностью (замельчением или закрупнением) з, которая равна
процентному содержанию зерен посторонних фракций в данной
Фракции продукта.
Понятие «фракция» отличается от понятия «класс» тем, что пре-
делы фракции определяются теми предельными размерами граничных
зерен, которые требуется получить, а пределы класса определяются
Размерами отверстий сит, на которых происходит грохочение. На-
пример, чтобы разделить гравийную породу на две фракции: гравий
с размером частиц более 5 мм и песок, размер частиц которого ме-
Нее 5 мм, применяют сито с отверстиями 6,5 мм в свету. Следова-
10* 147
эффективности грохоче-
ТёЛЬЙо, Зе))йа разменом от В до 6,ё мм относятся к верхней фракцйй,
но к нижнему классу. Это обстоятельство не позволяет заменить
показатель чистоты продукта показателем
ния.
Эффективность грохочения (%)
E=C~d{l™—Q 100,
(251)
зерен нижнего класса
грохот исходного мате-
где С — процентное содержание массы
в общей массе поступающего на
риала (определяется путем рассева пробы исходного
материала или по кривой ситового анализа этого мате-
риала);
^4_
d = —-р------относительное содержание массы зерен нижнего
класса, оставшихся после грохочения в верхнем продукте;
А — масса пробы надрешетного продукта;
А' — масса той же пробы надрешетного продукта после отсева
из него на лабораторном сите с размером и формой отвер-
стий как у исследуемого сита зерен нижнего класса.
Засоренность продукта в %
з=А° . 100,
(252)
где Ао — масса пробы готового продукта;
До — масса той же пробы после рассева ее на стандартном ла-
бораторном сите с размером отверстий, соответствующих
выбранной границе разделения.
1
?*
ft
§ 2 ОСНОВЫ ВЕРОЯТНОСТНОЙ ТЕОРИИ 1
ПРОЦЕССА ГРОХОЧЕНИЯ 1
Рассмотрим теорию, поясняющую основы процесса грохочения, -3
базирующуюся на вероятности прохождения зерна сквозь отверстие з
просеивающей поверхности [1 ]. Предположим, что шарообразное. |
зерно вертикально падает на просеивающую поверхность с квадрат- J
ными отверстиями. .
При этих условиях вероятность Р прохождения зерна сквозь -1
отверстие, будет определяться как отношение числа случаев т про- 1
хождения зерна сквозь отверстие, к общему числу всех случаев п: |
1
Р = —
п
(253).
При т = 0 Р = 0, т. е. ни в одном случае зерно не прошло через
отверстие. При т = п Р = 1, т. е. при каждом попадании зерна(|
на просеивающую поверхность оно проходило сквозь отверстие. |
148 3
Величина АГ, обратная вероятности Р, будет определять йербят-'
ное число случаев прохождения зерна через отверстие.
Если принять, что толщина проволок сита равна а (рис. 92),
то вероятность прохождения зерна сквозь ячейку сита будет
n_, U-rf)2 __
(/ + й)2
(Z + а)2 \ 1 I )
(254)
Р
(Z + а)2
Величина
= X характеризует отношение световой поверх-
ности сита ко всей площади сита. Отсюда видно, что вероятность
прохождения зерна прямо пропорциональна световой поверхности
сита и просеивание зерна зависит от соотношения размеров зерна
и отверстия и не зависит от их абсолютных размеров.
При прямоугольном отверстии вероятность прохождения зерна
значительно возрастает, так как препятствием для прохождения
в этом случае является лишь одно направление (ширина отверстия),
а не два как при квадратном отверстии.
Для сравнения вероятности прохождения зерна через квадратное
и прямоугольное отверстия В. Батель рекомендует зависимость
С — 1 d___
Kq С т — d
где KL, Kq — вероятность прохождения зерна через прямоуголь-
ное и квадратное отверстия;
С = Unv, I — длина прямоугольного отверстия;
т — ширина отверстия;
d — диаметр зерна.
Исходя из вероятностной теории грохочения можно сделать
следующие выводы.
1. Если построить график зависимости N = 1/Р от соотноше-
ния d/l (рис. 93), то будет видно, что незначительное увеличение
Рис. 92. Схема прохождения зерна
через отверстие сита
Рис. 93. Вероятность прохождения
зерна сквозь сито
149
Диаметра зерна d более 0,75/ вызывает необходимость существенного
увеличения числа отверстий на сите для прохождения этого зерна
сквозь сито. Значит, согласно теории вероятности зерна размером
менее 0,75/ будут легко грохотимые, а зерна размером более 0,75/
трудно грохотимые. Это подтверждает правильность деления зерен
на «легкие» (когда d < 0,75/) и «трудные» (при d > 0,75/), как
это принято на практике.
2. Ввиду того, что вероятность просеивания не зависит от абсо-
лютных размеров отверстий сита и зерна, можно утверждать, что
при конструктивно одинаковых просеивающих поверхностях и
исходном материале одного и того же гранулического состава через
каждое отверстие может проходить лишь определенное число зерен.
Это число сохранится примерно постоянным независимо от того,
происходит ли грохочение крупного материала на ситах с большими
отверстиями или мелкого материала на ситах с мелкими отверстиями.
При одинаковой производительности число зерен в исходном мате-
риале с увеличением крупности будет уменьшаться прямо пропор-
ционально третьей степени диаметра зерна, в то время как число
отверстий на единицу поверхности сита уменьшится прямо пропор-
ционально лишь второй степени стороны отверстия сита. Следова-
тельно, производительность грохота при прочих равных условиях
с увеличением отверстий возрастает прямо пропорционально раз-
меру этих отверстий.
Вероятностная теория процесса грохочения базируется на рас-
смотрении условий прохождения единичного зерна сквозь отверстие
просеивающей поверхности. В действительности процесс грохочения
протекает значительно сложнее. Результаты изучения работы машин
в эксплуатационных условиях, а также экспериментальные данные
позволили установить закономерности этого процесса и определить
параметры машины и ее технико-эксплуатационные показатели.
Глава 2. ГРОХОТЫ С ПЛОСКИМИ РАБОЧИМИ ОРГАНАМИ
§ 1. КОНСТРУКЦИЯ ПРОСЕИВАЮЩИХ ЭЛЕМЕНТОВ
Рабочей частью грохота является просеивающая поверхность, кото-
рая может быть выполнена в виде сита — плетеной проволочной
сетки, решета — стального листа с отверстиями или колосниковой
решетки.
Показатели процесса грохочения во многом зависят от конструк-
ции просеивающей поверхности, а именно: от размеров поверх-
ности, размера и формы отверстий. Просеивающая поверхность
для грохотов, применяющихся в строительной индустрии, обычно
характеризуется соотношением ширины и длины, равным 1 : 2,5.
У колосниковых грохотов тяжелого типа это соотношение равно
1 : 2, что объясняется более низкими требованиями к эффективности
грохочения для таких грохотов.
150 '
д)
6) i)
Рис. 94. Проволочные сита
Производительность изменяется прямо пропорционально площади
сита при соотношении его ширины и длины 1 : 2,5.
К конструкции проволочных сит предъявляются следующие
требования:
отношение суммарной площади отверстий ко всей площади сита
должно быть наибольшим;
форма изгиба проволок должна обеспечивать большую точность
размеров отверстий и их неизменяемость при грохочении;
сито не должно корродировать;
сито должно быть износостойким.
Наибольшую световую площадь имеют плетеные сита. При их-
изготовлении особенно важно обеспечить прочность плетения, так
как от этого зависит качество грохочения и срок службы сит.
На рис. 94, а—г показаны некоторые образцы проволочных сит.
Сита различают по способу переплетения (рис. 94, а), по форме
Рис. 95. Формы отверстий решет
151
Рис. 96. Натяжное устройство сит
Рис. 97. Вариант кассетного крепления
сита грохота С-861
ячейки: квадратная и прямоугольная (рис. 94, б), по сечению про-
волоки: круглая и специального профиля (рис. 94, в), по форме
проволоки: предварительно изогнутая (рис. 94, в) и прямая (рис. 94, г).
На рис. 94, г изображено сварное сито. Такое сито часто изготов-
ляют на месте эксплуатации из стальных прутков диаметром 7—
8 мм и размером ячеек 60—100 мм.
Формы отверстий решет могут быть самыми различными (рис. 95).
Поверхности грохочения с прямоугольными отверстиями имеют зна- ;
чительно большее живое сечение (70—80%), чём с квадратными
(около 60%) и круглыми (приблизительно 40%), а следовательно,
обеспечивают и большую пропускную способность. Однако при
прямоугольных отверстиях в подрешетный продукт может попасть ;
значительное количество лещадных зерен.
Так как поверхности грохочения могут иметь различную форму
отверстий, возникает необходимость определять эквивалентностьi
отверстий. Равноценными считаются отверстия, обеспечивающие
один и тот же выход материала.
ВНИИСтройдормаш рекомендует при работе на решетах с круг-
лыми и прямоугольными отверстиями применять следующие пере-
ходные коэффициенты:
7кр = 1,25/кв при грохочении щебня;
ZKB = 1,15ZKB при грохочении гравия;
4ip = 0,8/кв,
где /кр — диаметр круглого отверстия;
ZKB—размер квадратного отверстия;
/пр — ширина прямоугольного отверстия.
Долговечность сита зависит не только от материала, из которого
оно изготовлено, но и от того, как оно закреплено в грохоте. Qta-
152
Рис. 98. Креплений Про-
сеивающей поверхности
грохота деревянными рей-
ками
бый натяг сита приводит к «подхлестыванию» сита, в результате
чего проволока сита быстро ломается.
Качество грохочения, производительность и срок службы про-
сеивающей поверхности во многом предопределяются конструкцией
ее крепления в коробе грохота. Особенно это важно при использо-
вании плетеных сит. Конструкция крепления должна обеспечи-
вать натяг сита, исключающий излом проводок сетки от «подхлесты-
вания».
Одно из решений натяжных устройств показано на рис. 96.
В последнее время стали применять кассетное крепление сит,
что облегчает и ускоряет процесс замены сит на грохотах.
На рис. 97 показан вариант кассетного крепления сита грохота
С-861, представляющего собой укрепленную в коробе раму с пред-
варительно натянутой на нее сеткой.
Решета и сварные сита крепят на виброгрохотах обычно дере-
вянными рейками с помощью специальных клиньев (рис. 98).
Рис. 99. Колосник
153
Рис. 100. Вариант крепления колосников
бования к креплению их должны
зан вариант крепления колосников
с помощью разрезных конических
Колосниковые просеиваю-
щие поверхности в техноло-
гических линиях используют
неподвижными для выделения
негабарита (в этом случае их
чаще всего набирают из старых
рельс) или устанавливают на
тяжелых грохотах, монтируе-
мых перед первичной дробил-
кой, когда особой точности раз-
деления материала не требуется.
Колосники изготовляют из
износостойкой стали, отличаю-
щейся высоким ударным соп-
ротивлением (обычно из стали
110Г13Л). Известны различные
формы профиля колосников. На
грохотах выпускаемых у нас
в стране, используют колос-
ники с профилем, изображен-
ным на рис. 99.
.При эксплуатации колос-
ники испытывают большие
ударные нагрузки, поэтому тре-
быть особые. На рис. 100 пока-
на грохотах С-725, С-724, СМ-690
гаек.
Рис. 101. Вариант резинового сита
154
В последнее время стали использовать резиновые штампованные
или литые армированные листы — решета или сетки из резинового
шнура («струнные сита»). Практика эксплуатации таких сит показала,
что при грохочении абразивных материалов резиновые сита эконо-
мичнее сит с металлическими поверхностями грохочения. Кроме
того, при некоторых процессах, например при грохочении материа-
лов, склонных к налипанию, на грохоте, оборудованном струнной
резиновой поверхностью, получается более высокая производи-
тельность и эффективность грохочения, так как благодаря возбуж-
дению в резиновых струнах дополнительных колебаний они почти
не забиваются.
На рис. 101 показан вариант резинового сита.
§ 2. ВИБРАЦИОННЫЕ ГРОХОТЫ
Согласно ГОСТ 5526—67 различают грохоты легкие, средние и тя-
желые. Грохоты выпускают в исполнениях: гирационном (рис. 102,а),
инерционном (рис. 102, б), самобалансном (рис. 102, в) ц резо-
нансном.
Легкий тип грохотов в инерционном и резонансном исполнениях
применяют в основном в угольной промышленности. В промышлен-
ности строительных материалов используют средние и тяжелые
грохоты.
Гирационные грохоты среднего типа (ГГС) используют для окон-
чательного и промежуточного грохочения на дробильно-сортиро-
вочных заводах, выпускающих нерудные строительные материалы.
Амплитуда колебаний короба гирационного грохота не зависит
от нагрузки на сито и остается всегда постоянной. Однако такие
грохоты имеют относительно сложную конструкцию. Техническая
155
характеристика гирационных грохотов, выпускаемых промышлен-
ностью СССР, приведена в табл. 13.
Гирационные грохоты различных типоразмеров имеют одина-
ковую конструкцию. Гирационный грохот (рис. 103) состоит из не- ;
подвижной сварной рамы 1, подвижного короба 3, оснащенного
двумя ситами, эксцентрикового механизма 4, выполненного пог,
схеме, показанной на рис. 102, а, и привода. Ось эксцентрикового.’
вала проходит через центр тяжести короба. На боковых стенках
Таблица 131
Техническая характеристика гирационных грохотов
Показатель ггт ггс
СМ-572 СМ-652А CM-653B |
Размеры просеивающих сит, мм: ширина 1500 1500 1750 :-1
длина 3750 3750 4500. 1
Число ярусов сит 2 ,
Угол наклона грохотов, град 0—30
Наибольший размер загружаемых кус- ков, мм 400 150 150 I
Число оборотов эксцентрикового вала в минуту 875 800 800 1 т1
Эксцентриситет вала, мм 4 4,5 4. Я
Мощность двигателя, кВт 15К 14 10 14. J
короба расположены кронштейну 6, посредством которых концы
короба опираются на цилиндрические пружины 2, установленные
на раме грохота.
Привод грохота осуществляется от электродвигателя 5 клино-
ременной передачей. Рама грохота устанавливается на фундамент
или подвешивается, как показано на рисунке.
На рис. 104 изображен эксцентриковый механизм гирационного
грохота. Эксцентриковый вал 5 установлен в роликоподшипниках,
корпуса 1 которых крепятся к раме грохота. На эксцентриковой
части вала установлена вторая пара роликоподшипников 4. К кор-
пусам этих подшипников монтируется короб грохота.
На валу размещаются два маховика 3 с противовесами 2. Момент
противовеса может регулироваться в зависимости от нагрузки на
грохот и его массы при разных ситах. Благодаря этому центробеж-
ные силы инерции качающихся масс грохота уравйовешиваются
центробежными силами противовесов.
Инерционные грохоты наклонные среднего типа (ГИС) предназ-
начены для товарного грохочения. Конструкция их проста (рис. 105).
Металлический короб грохота 3 сварен из листов и труб. Внутри
короба в два яруса расположены сита 6, которые крепятся к коробу
деревянными клиньями и растяжками. В средней части короба
установлен вибратор. Вал вибратора 1 опирается на два ролико-
подшипника, корпуса которых крепятся к коробу. Вал защищен
от пыли и ударов трубой 5.. На концах вала симметрично установлены
дебалансы 4, допускающие бесступенчатое регулирование стати-
ческого момента. На одном из концов вала имеется шкив 7, Связан-
ный клиновыми ремнями со шкивом электродвигателя.
Для уменьшения износа клиновых ремней и предотвращения
передачи вибраций на вал двигателя приводной шкив посажен на
Рис. 104. Эксцентриковый вал в сборе
157
вал вибратора с эксцентриситетом, примерно равным амплитуде
колебаний грохота.
Центробежные силы инерции, возникающие при вращении деба-
лансов, вызывают колебательные движения короба грохота. Ампли-
туда этих колебаний зависит от сил инерции, характеристики амор-
тизаторов и нагрузки на грохот.
Грохот снабжен пружинными амортизаторами 2, с помощью
которых он опирается на фундамент или подвешивается. При увели-
чении нагрузки на грохот амплитуда колебаний его короба соот-
ветственно уменьшается, и нагрузка на подшипники остается прак-
тически постоянной, т. е. грохот инерционного типа обладает свой-
ством «самозащиты» от перегрузок. Это, свойство позволяет успешно
использовать рассматриваемые грохоты для грубого грохочения
__крупнокускового материала, например для отсева мелочи перед
первичным дроблением. Для этой цели созданы инерционные гро-
хоты тяжелого типа (ГИТ), в которых просеивающей поверхностью
служат решета из тяжелых колосников.
Грохот типа ГИТ (рис. 106) имеет мощный футерованный ко-
роб, внутри которого на разных уровнях размещены колосниковые
решетки. Короб установлен на опорные кронштейны рамы с по-
мощью пакетов винтовых пружин. Конструкция опорных устройств
позволяет располагать просеивающую поверхность под углом на-
лона к горизонту 0—30°.
158
Рис. 106. Колосниковый грохот
Сменные колосники из высокомарганцовистой стали можно уста-
навливать с просветом 70 или 200 мм; крепятся они специальными
клиньями (см. рис. 100). Расстояние между колосниками в направ-
лении от загрузки материала к выгрузке увеличивается, что пред-
отвращает забивание решетки.
Вал вибратора приводится во вращение от электродвигателя
клиноременной передачей. Параметры колебаний грохотов такого
типа назначаются исходя из условий обеспечения скольжения мате-
риала по поверхности колосников.
Техническая характеристика наклонных инерционных грохо-.
тов, выпускаемых отечественной промышленностью для нужд
строительной индустрии, приведена в табл. 14.
Самобалансные грохоты среднего типа (ГСС) предназначены для
окончательного грохочения (см. рис. 102, в). Конструкция грохотов
ГСС сложнее, чем инерционных и гирационных, так как в них при-
менены вибраторы с направленными колебаниями. Вместе с тем
такая конструкция дала возможность расположить просеивающую
поверхность грохота горизонтально и тем самым уменьшить его
установочные размеры по высоте. Устанавливают грохоты ГСС на
передвижных дробильно-сортировочных установках, а также там,
где высота ограничена.
На рис. 107 показан вибратор самобалансного грохота. Он со-
стоит из корпуса 2, который крепится к коробу грохота. В кор-
пусе на роликоподшипниках установлены два дебалансных вала 3.
На конце одного из валов имеется шкив 1, соединенный клиноре-
менной передачей со шкивом приводного электродвигателя. Вто-
159
Т а б ли tt а
Техническая характеристика наклонных инерционных грохотов
Показатель гит ГИС
С-724 СМ-690 С-725 С-740 С-785
Размеры просеивающих поверх-
ностей, мм;
ширина . . 1250 1500 2000 1250 1750 .
длина 2500 3000 4000 3000 4500
Число ярусов сит 1 2
Род просеивающей поверхности Колосники Сита
Угол наклона, град До 30 До 25
Наибольший размер загружав-
МЫХ кусков, ММ 1 750 1000 1300 100 150
Число оборотов вала вибратора
в минуту .... 800 790 800 1250 800.
Амплитуда колебания, мм . . 3
Мощность электродвигателя,
кВт 10 20 20 7 ю
рой дебалансный вал приводится во вращение от первого, дебаланс
ного вала зубчатой передачи 4 с передаточным отношением, равны
единице, что обеспечивает синхронное вращение дебалансных вг
лов. Линия, соединяющая центры дебалансных валов, располо;
жена под углом 55° к горизонту, благодаря чему коробу грохот;
сообщаются прямолинейные колебания, направленные под угло!
35° к плоскости сита.
Техническая характеристика горизонтальных самобалансных
грохотов, применяемых на ..предприятиях отечественной строитель-
ной индустрии, приведена в табл. 15.
В качестве упругих опор на отечественных грохотах до некого*
рого времени использовались спиральные пружины или пластин
чатые рессоры. В силу специфики работы грохотов к их упруги»
опорам предъявляются весьма высокие требования: они должне
при достаточной жесткости передавать как можно меньше вибра
ций на основание, отличаться хорошей демпфирующей способность'1
и большим сроком службы. Как показал опыт эксплуатации, мета,
лические упругие опоры в полной мере не отвечают этим требов
ниям. Особенно сказывается их несовершенство при переходе чеф
резонансную область колебаний при пуске и остановке грохот
Длительное время перехода резонанса и 'большие амплитуды кол
баний при этом вызывают быстрый выход из строя упругих опс
и снижают срок службы остальных узлов грохота. Недостатке
таких опор является также их многообразие и сложность унифик
160
Л-Л
Рис. 107. Вибратор самобалаисного грохота
ции, так как грохоты, отличаясь один от другого массой и разме-
рами, требуют соответственно различных по конструкции упругих
опор.
Исследованиями ВНИИСтройдормаша установлено, что наибо-
лее эффективными опорами грохотов являются пневмобаллонные
амортизаторы. Они отличаются существенными преимуществами
перед металлическими пружинами, а именно:
1. Пневмобаллонные опоры имеют нелинейную упругую ха-
рактеристику и с возрастанием амплитуды колебаний при резонансе
Таблица 15
Техническая характеристика самобалансных грохотов
Показатель , С-861 СМ-742 С-898
Размеры просеивающих поверхностей в верхнем ярусе, мм:
ширина . 1000 1250 1500
длина 2500 3000 3750
Число ярусов 2
Число колебаний в минуту 750 740 750
Амплитуда колебаний, мм ...... 10 8,5 8,5
Максимальная крупность загружаемых кусков, мм 100
Мощность электродвигателя, кВт . . . 5,5 5,5
П Заказ Х376 161
Рис. 108. Пневмобаллон
Рис. 109. Электромаг-
нитный грохот
их жесткость увеличивается. Благодаря этому в 2,5—3 раза сокра-
щается время выбега после отключения электродвигателя и на 20—
25% уменьшается максимальная резонансная амплитуда.
2. Один тип пневмобаллонной опоры при изменении внутреннего
давления может быть использован для различных нагрузок при
различных параметрах колебаний, т. е. для различных типоразме-. '
ров грохотов. Таким образом, применение пневмобаллонной опоры :
позволит устранить большое разнообразие металлических пружин,
используемых на вибрационных грохотах, и полностью унифици-
ровать узел подвески грохота. ;
3. Пневмобаллонная опора удобна в обслуживании, долговечна,
уменьшает шум при работе грохота.
Пневмобаллон (рис. 108) представляет собой резинокордную
оболочку, внутри которой помещена камера. С торцов пневмобал-
лон закрывается металлическими крышками. 1
В некоторых случаях, в основном при грохочении мелких мате- I
риалов, применяются грохоты, у которых колебания просеиваю- J
щей поверхности вызываются электромагнитным вибратором ' и
(рис. 109). |
При пропускании тока через катушку электромагнит 1 притя- Я
гивает якорь 2, соединенный тягой 3 с планками, между которыми Я
зажато сито 4. При движении вверх якорь ударяется об упоры, что Я
вызывает резкий толчок, при этом подача тока в катушку прекра- Я
щается и якорь пружиной 5 отжимается. При помощи маховичка 6 я
можно изменять зазор между якорем и упорами, а следовательно, Ц
и амплитуду колебания сита. '
Электромагнитный вибратор укрепляется над средней частью 'Я
просеивающей поверхности, поэтому амплитуда колебаний послед- Я
ней неравномерная: большая в средней части и меньшая по краям, Я
162 'Я
что является недостатком грохота с электромагнитным вибратором.
Преимуществом таких грохотов является отсутствие вращающихся
и трущихся частей, а также то, что колебание сообщается только
просеивающей поверхности, а короб (рама) остается неподвижным.
Электромагнитный вибратор сообщает просеивающей поверх-
ности 3000 колебаний в минуту и амплитуду, равную, примерно,
0,3 мм.
Расчет основных параметров
и технологических показателей
Важнейшими параметрами, определяющими эффективность и
производительность грохочения, являются размеры просеивающих
поверхностей, частота и амплитуда колебаний, угол наклона грохота
направление вращения вала вибратора и траектория движения сита.
Наиболее оптимальное соотношение ширины и длины просеивающих
поверхностей вибрационных грохотов принимается равным 1 : 2,5.
У колосниковых грохотов тяжелого типа оптимальным -является
соотношение 1 : 2.
Расчет параметров колебаний короба грохота. На рис. НО пока-
зана схема грохота с инерционным возбудителем колебаний. Дви-
жение грохота на опорах в установившемся режиме без учета сопро-
тивлений и момента, развиваемого электродвигателем, описывается
уравнениями:
(М -ф т) х Д- Кхх = mr<£>2 cos,©/;
(М -ф т) у -ф КуУ = /п/'о? sin ©/,
(256)
где М — масса короба грохота;
т — масса дебалансов;
х, у — ускорения по соответствующим осям;
Кх, Ку — жесткость упругих связей в горизонтальном и вер-
тикальном направлениях;
г — эксцентриситет центра тяжести короба;
© — угловая частота короба;
t — время;
х,- у — координаты движения короба грохота.
Рис. ПО. Схема
инерционного гро-
хота
11
163
Разделив данные уравнения на величину (М + т), получим
X -ф р2хх = qra2 cos
У*+ РуУ = УГ(>)2 sin ,
К
где р — частота собственных колебаний; р2 — ;
* ’ r М + т ’
(257)
т
q~ М + т •
Частное решение уравнений (257) получается в предположении,
что х пропорционально cos at, т. е. х = Ах cos at, а у пропорцио-
нально sin at, т. е. у = Ау sin at, где Ал и Ау— постоянные,
значения которых должны удовлетворять уравнению (257).
Подставив в формулу (257) значения х и у, найдем
А - qr(S* •
х ~ Рх — “2 ’
д - qra>i
у ~ Ph — '
(258)
Тогда, искомое частное решение будет
ОГО)2 ,
х = --------5-cos at\
р2 — и2 ’
Учитывая, что при работе грохота в зарезонансном режиме
частота собственных колебаний грохота р2 пренебрежимо мала по
сравнению с частотой вынужденных колебаний со2 из формулы
(259) для максимального перемещения короба грохота можно на-
писать
—X (М 4- т) = тг, (260)
где X — амплитуда колебаний короба грохота.
Произведение тг определяет статический момент вибратора.
Знак минус в левой части равенства (260) означает, что при за-
резонансном режиме колебаний грохота перемещение его короба
находится в противофазе с вынуждающей силой. Это следует учи-
тывать при смещении центра посадочного отверстия шкива вибра-
тора для обеспечения условий его самоцентрирования.
Определение оптимальной частоты и амплитуды колебаний. Опти-
мальные амплитуды и частота колебаний грохота зависят от формы
траектории его движения. Совокупность этих трех факторов влияет
на производительность, эффективность грохочения и способность
грохота к самоочищению отверстий сит от застревающих зерен. ,
Поскольку систематическое засорение сит нарушает работу вибро-
грохота, последний критерий оценки при выборе параметров коле- i
баний является первостепенным. J
164 i
Рис. 111. График для
определения максималь-
ной скорости горизонталь-
ной просеивающей по-
верхности
Основными факторами, влияющими на процесс самоочищения
отверстий сита, являются скорость и форма траектории его движе-
ния. С увеличением скорости улучшаются условия самоочищения
сита, но при этом эффективность грохочения снижается в резуль-
тате того, что с возрастанием скорости подбрасывания зерна уве-
личивается расстояние между смежными точками соприкосновения
зерна с просеивающей поверхностью,' а следовательно, уменьшается
количество этих соприкосновений за время прохождения зерна по
просеивающей поверхности.
Экспериментально установлено, что отверстия сита не заби-
ваются зернами, т. е. происходит самоочищение его, если высота h
подбрасывания зерен над поверхностью сита превышает 0,4 раз-
мера отверстия I, т. е. 0,4/. Исходя из этого условия максималь-
ная скорость движения просеивающей поверхности рассчитывается
следующим образом. Для грохотов с просеивающей поверхностью,
расположенной в горизонтальной плоскости и с направленными ко-
лебаниями, как следует из рис. 111, траектория движения подбра-
сываемого просеивающей поверхностью зерна может быть описана
следующими уравнениями:
z/ = v0Z sin у-(261)
х = vot cos у, (262)
где у, х — координаты подбрасываемого зерна;
v0 — максимальная скорость в направлении колебания;
у — угол наклона направления колебания к просеиваю-
щей поверхности.
Решая эти уравнения совместно, получим
у — х tg у — о 2gx2-2 . (263)
s ° * 2v% cos2 у v
Значение xv при котором у имеет максимальное значение, по-
лучаем из производной уравнения (263), приравненной к нулю:
^^gycos2? . (264)
Принимая у = h, х = xIf из уравнения (263) находим
Л = (265)
165
Рис. 112. График для опре-
деления максимальной ско-
рости наклонней просеи-
в ающей повер хности
откуда при угле наклона 35°
v0 = 7,72 yh. (266)
Из рис. 112 следует, что траектория движения зерна, подбра-
сываемого просеивающей поверхностью в наклонных грохотах
с круговыми колебаниями, может быть описана уравнениями
— -^-cosa; (267)
х = —sin a, (268)
где а — угол наклона просеивающей поверхности.
Решая эти уравнения совместно, получим
<269)
Как и в предыдущем случае, находим значение хр при котором у
имеет максимальное значение: принимая у = h и х = хр из урав-
нения (269) находим
1>0 = У 2gh cos a. (270)
Принимая a = 20°, получим
с0 = 4,28|/Л. (271)
Величина с0 может быть выражена через размер отверстия сита)
если подставить в полученное выражение h = 0,41. •
Если на грохоте установлено два или три яруса сит, то скорость
рассчитывается по ситу с наибольшим размером отверстий.
По вычисленной скорости колебаний сит определяют основные
параметры колебаний грохота
ц, = асо, (272)
где а — амплитуда колебаний;
(о — угловая частота колебаний.
166
f При назначении амплитуды колебаний надо имеТь в виду сле-
дующее. Установлено, что ускорение грохота при колебаниях, пре-
вышающих 80 м/с2, приводит к быстрому выходу из строя узлов
грохота и возникновению трещин в коробе.
Ускорение грохота
w = <в2а. (273)
Как видно из формулы (273) ускорение грохота увеличивается
пропорционально амплитуде колебаний и частоте колебаний
в квадрате. Поэтому амплитуда должна быть такой, чтобы уско-
рение w было бы меньше 80 м/с2.
Существуют эмпирические формулы для определения частоты и
амплитуды колебаний грохотов, которыми можно пользоваться для
предварительных расчетов. ВНИИСтройдормаш рекомендует так
определять частоту колебаний наклонных инерционных грохотов
(274)
а для горизонтальных грохотов с прямолинейными колебаниями
4 +140/
/7 --!---- •
и 1000 ’
(1 + 12,5Х)
12а
(276)
где п — частота колебаний в секунду;
I — размер отверстия в свету, м;
а — амплитуда колебаний грохота, м.
Обычно величина а для наклонных грохотов принимается рав-
ной 2—5 мм, I — 0,07 м, для горизонтальных грохотов с направ-
ленными колебаниями I = 0,04 м.
Угол наклона грохота влияет на эффективность и производитель-
ность грохочения. С уменьшением угла наклона грохота снижается
скорость перемещения материала по ситу, в результате чего воз-
растает эффективность грохочения при одновременном снижении
производительности.
Обычно у наклонных грохотов угол наклона может изменяться
от 0 до 30°, что позволяет подбирать необходимые показатели гро-
хочения. Для колосниковых грохотов угол наклона изменяется
от 0 до 25°, что обеспечивает скольжение материала по поверх-
ности колосников.
Направление вращения вала вибратора и траектория движения
сита. При изменении направления вращения вала вибратора наклон-
ных грохотов с круговыми и эллиптическими колебаниями с прямого
на противоположное движению материала по ситу грохота, эффек-
тивность грохочения значительно улучшается, но одновременно
снижается и производительность. Это происходит из-за уменьшения
скорости движения материала по ситу и получения траектории по-
167
лета зерен над хитом, способствующей лучшему прохождению их
через отверстия сит.
Определение технологических показателей. Основными показате-
лями процесса грохочения при получении продукта определенного
качества являются производительность Q и эффективность грохо-
чения Е. Эту зависимость принято выражать графически.
На рис. 113 показана зависимость Е = f (Q), полученная на
колосниковом грохоте С-724. Из рассмотрения графика следует,
что при определенных конкретных условиях грохочения нельзя
увеличить эффективность грохочения путем изменения (увеличе-
ния или уменьшения) производительности. Чтобы объяснить ха-
рактер этой зависимости, рассмотрим особенности движения слоя
сыпучего материала по просеивающей поверхности.
Процесс грохочения на сите вибрационного грохота состоит из
двух стадий, происходящих одновременно и непрерывно. В первой
стадии мелкие зерна, подлежащие просеву, должны пройти толщину
материала и войти в соприкосновение с поверхностью сита. Во вто-
рой стадии мелкие зерна должны пройти через отверстия сита.
Первая стадия процесса грохочения заканчивается на определен-
ной части 'сита, почти равной полной длине, если толщина слоя
материала не превышает определенной .величины (критической),
и в этом случае эффективность грохочения весьма высокая. Вторая
же стадия продолжается на протяжении движения материала по
всей длине сита. Поэтому производительность должна выбираться
такой, чтобы толщина слоя материала на сите не превышала крити-
ческой величины. На основании этого в качестве оптимальной про-
изводительности грохота следует принимать ее наибольшее значе-
ние, при котором эффективность грохочения для данных конкрет-
ных условий будет максимальной или близка к ней.
Независимость эффективности грохочения от размера отверстий
сит при прочих равных условиях доказана исследованиями
ВНИИСтройдормаша. Производительность же грохочения с уве-
личением размера отверстий, как правило, возрастает.
168
При расчете производительности гро-
хотов товарного и промежуточного грохо-
чения удельную, производительность выбирают в зависимости
от размеров ячеек сит. При этом она должна отвечать максимальной
эффективности грохочения и определяться для разных отверстий
сит при работе грохота на «стандартном составе материала», когда
содержание нижнего класса в исходном материале Сн = 60% и
Сн>л =50%. Корректируя выбранные значения удельных произ-
водительностей с помощью соответствующих коэффициентов, зави-
сящих от условий грохочения (угла наклона грохота, гранули-
рованного состава, вида материала, влажности и т. д.), а также
площади просеивания, рассчитывают полную производительность
грохота. Эффективность грохочения при этом определяют по фор-
муле, не зависящей от производительности.
Для расчета производительности грохотов товарного и промежу-
точного грохочения (м3/ч) ВНИИСтройдормаш рекомендует вы-
ражение
Q = qFKrK^m,' ' (277)
где q — удельная производительность грохота для определенного
размера отверстий сит (табл. 16);
F—‘ площадь грохочения;
Ki — коэффициент, учитывающий угол наклона грохота
(табл. 16); для горизонтального грохота = 1;
К2 — коэффициент, учитывающий процентное содержание
нижнего класса в исходном материале Сн (табл. 16);
Кз — коэффициент, учитывающий содержание в нижнем классе
зерен размером меньше половины одного отверстия сита
Сн>/, (табл. 16);
т. — коэффициент, учитывающий неравномерность питания и
зернового состава материала, форму зерен и тип грохота,
Значения коэффициента т Виброгрохот Горизонтальный Наклонный Гравий . . . 0,80 . . . 0,60 Щебень 0,65 0,50
Эффективность грохочения E~eK{KiKi,, (278)
где е — эталонная эффективность грохочения (для средних
условий);
— коэффициент, учитывающий угол наклона грохота;
Ki — коэффициент, учитывающий процентное содержание
нижнего класса в исходном материале;
К'з — коэффициент, учитывающий процентное содержание
в нижнем классе зерен, размером меньше половины
отверстия сита.
169
СО
Значение коэффициентов, учитывающих угол наклона грохота и зерновой состав исходного материала
S
\о
«3
о 82 22 1,37 06 1,25 90 со
09 80 CM 1,28
00
СМ тГ о оо
СО см » о см
00 00
00
о СМ СП о
СО ,i И Л
^ч
00 00
о СО о
о оО о »•—1
СО СО *—'
см
ю СО СП
со ю о о СО <о о
ю со - СО **
о
ф ю со сО со оо
S см
я o'
о.
к см СП f", о
к о оо ю 00 ю о . ю -ч
S ж см *—* o'
ф
сЗ
£ со
СО 00 о
* *4
CMJ о 00 о СП
й- с?
со со СО
со о
со см
О о оо
Г"Ч 32 см 1—< 0,6 со o' со о’
СО
о со ю
см ч со см
о о СО о Рч
см О .см
со о ю
— о
00 СО
о ю о сО
ю о о
ю см о 'ф
о
к ' S . о . гори- хотов м2 . . териа- , % ф • cj S • о аэ св О ч ч
ф . CQ « о >- Ч Е$ СЧ Св <73 S и м о . R
в Kt и А S eg 2 *=? * Й Ф _
о. о Й о2 св S щ *=t * й -
о о а s ф.-2
S СО со р о 2 га я й я S о ИСХ нег я S S в ф ш =
Е О- - ч £-ч 03 в Й ° к
>» СО Н CQ О 2 со * О Си — £ Й 2 § а ® g g s о ч м ОЗ д «ание 1вН ни (N жание размер версти со
ф s га p ч ci» <1> СП 6< &йё
со £ S Си о Пре зон: с yi о 1^5 Ч О ф и ч Сод зер( ны
170
Таблица 17
Значения коэффициентов е, /Ср Д2, Д3
Параметр Грохот
Тип грохота Горизонтальный • с прямолинейными колебаниями Наклонный с круговыми колебаниями
Материал Эффективность е, % . . Ще- бень 89,0 Гравий 91,0 Щебень 86,0 Гравий 87,0
Угол наклона, град . . 0 9 12 15 18 21 24
• «1 1,0 1,07 1,05 1,03 1,0 0,96 0,88
Содержание зерен ниж- него класса в исходном материале, % 20 30 40 50 60 70 80
к; 0,86 0,9 0,95 0,97 1,0 1,02' 1,03
Содержание в нижнем классе зерен, меньших половины размера отвер- стий сита, % 20 30 40 50 60 70 80
Кз 0,9 0,95 0,98 1,0 1,01 1,03 1,04
Величины е, Ki, Кг, К'з приведены в табл. 17.
Качество получаемого продукта во многом зависит от размера I
отверстий сит. Оптимальным размером отверстий сит для заданной
границы разделения является такой, при котором обеспечивается
одинаковый процент засорения надрешетного продукта мелкими
зернами и подрешетного продукта крупными зернами. Размер от-
верстий сит ориентировочно можно выбрать в зависимости от гра-
ницы разделения Zrp.,
Так, диаметр круглого отверстия /кр принимается равным 1,25/гр,
размер квадратного отверстия ZKB— равным /гр, ширина прямоуголь-
ного отверстия Znp — равной 0,8Zrp.
При определении производительности двух- и трехситных гро-
хотов расчет надо производить по наиболее загруженному ситу.
При грохочении на ситах с отверстием менее 15 мм влажных ма-
териалов, склонных к комкованию, отверстия сит засоряются и
даже залипают, в результате чего производительность и эффектив-
ность резко снижаются. Поэтому в таких случаях следует приме-
нять мокрый способ грохочения. Приведенные формулы для опре-
деления производительности и эффективности действительны и для
мокрого способа грохочения.
При расчете производительности колосниковых гро-
хотов следует учитывать, что колосниковые грохоты стремятся
использовать для предварительного грохочения, т. е. как грохоты-
питатели. Чтобы определить производительность грохотов-питате-
171
лей, нужно знать Скорость переме-
щения материала по просеивающей
поверхности (рис. 114). Зная ско-
рость перемещения материала по по-
верхности грохочения, пропускную
способность грохота-питателя можно
определить так:
Q = ЗбООВ/wyZ:, (279)
где В — ширина грохота, м;
h — условная высота слоя не-
рудного материала на ко-
лосниковом грохоте, при-
нятая равной 0,24 м;
V — средняя скорость переме- , Рис. 114. Скорость перемещения
щения материала ПО гр О- материала по колосниковой ПО-
хоту, определяемая по гра- верхности
фику на рис. 114 (при боль-
шом содержании в горной массе камней диаметром более
700 мм и значительной загрязненности крупнокусковой гли-
ной, выбранную скорость следует уменьшить на 20%), м/с;
у — насыпная масса материала, кг/м3;
k — коэффициент, учитывающий вид просеивающей (в данном
случае колосниковой) поверхности: для каскадной k = 1,
для плоской k = 0,85, для криволинейной k = 1,5.
Расчет основных узлов грохота
Нагрузки, возникающие в инерционном грохоте. Нагрузки, возни-
кающие от вращения дебалансов и движения коробу, во многом
зависят от траекторий движения этих масс относительно одна дру-
гой. На траекторию движения влияет характер упругих связей
грохота.
Рассмотрим траекторию движения короба, когда упругие связи
одинаковы во всех направлениях, т. е. Кх = Ки, где Кх и Ку —
жесткость упругих связей в направлениях х и у.
На рис. 115, а показано взаимное расположение массы дебаланса
и массы короба, когда частота р собственных колебаний короба
грохота больше частоты со вынужденных колебаний (дорезонансный
режим). Сила инерции Fm, развиваемая массой дебалансов т
в абсолютном движении в этом режиме работы, больше, чем центро-
бежная сила массы т в ее относительном движении, т. е.
Fm = т (а г) со2 > mrco2, (280)-
где а — амплитуда колебаний короба грохота;
г — эксцентриситет дебалансов.
Поэтому подшипники вала вибратора при дорезонансном режиме,
следует рассчитывать на величину, равную т (а г) со2, а не на|
величину mrco2. • /
172
Для зарезонансного режима, когда ® р, амплитуда колеба-
ний короба отрицательна (рис. 115, б), сила инерции Fm,' /разви-
ваемая массой ротора т, будет меньше центробежной силы при ее
относительном движении, т. е.
Fm = mco2 [г— (а)], (281)
поэтому подшипник нужно рассчитывать на центробежную силу.
Отсюда следует, что зарезонансный режим имеет большие преи-
мущества перед дорезонансным в отношении нагрузок на подшипники
вибратора и реакции, передаваемые упругими связями на конструк-
ции, поддерживающие грохот.
Вал вибратора, подшипники, поперечные связи и другие детали
грохота рассчитываются по общеизвестным способам исходя из
максимальных сил. <
Расчет пружинных амортизаторов. При расчете упругих связей
частоту собственных колебаний грохота на опорах в вертикальном
направлении выбирают равной 2—3,5 Гц.
Общая жесткость (Н/м) стальных пружин грохота в вертикаль-
ном направлении
^общ = —gfa)2 » (282)
где G — суммарная нагрузка от массы колеблющихся частей и
материала, находящегося на грохоте, Н;
Ру — частота собственных колебаний грохота на опорах в вер-
тикальном направлении, Гц;
g — ускорение свободного падения, м/с2.
Рис. 115. Схемы расположения массы дебаланса и массы короба
в режиме:
а — дорезонансном; б — зарезонансном
173
По величине /<общ подбирают количество пружин Z, а также
вертикальную жесткость пружин Ку и горизонтальную жесткость
пружин Кх (Н/м)
(283)
к
х — 8nD3’
(284)
где Е — модуль упругости при сдвиге материала пружин, Н/м2;
d — диаметр проволоки пружины, м;
п — число рабочих витков;
D — средний диаметр пружины, м.
Горизонтальную жесткость пружин можно выразить и так:
Кх =-------г----------------т- > (285)
1,44а 0,204 ( ~ \ +0,256
где а — коэффициент Рауша,, учитывающий осевую нагрузку;
h — рабочая высота пружины, м.
Значения коэффициента а от осевой нагрузки
Отношение статической дефор-
мации к рабочей высоте пру-
жины ....................... 0,0 0,1 0,2 0,3 0,4 0, 5
а при Кх!Ку= 1 .............. 1,0 1,10 1,21 1,29 1,34 1,42
Выбранные пружины подвергают поверочному расчету на проч-
ность, усталость и соударение витков.
На соударение витков пружины проверяют по формуле
я0-ясж>лР+%,
(286)
где Но — высота пружины в свободном состоянии;
Ясж — высота пружины при сжатии до смыкания витков;
Лр — резонансная амплитуда колебаний, которую рекомен-
дуется принимать для наклонных грохотов, работаю-
щих на пружинах, равной 10а, на пневматических
опорах, 8а, для горизонтальных соответственно 5а и
4п (а—амплитуда колебаний);
А — осадка пружины от статической нагрузки. *
Чтобы уменьшить резонансные амплитуды колебаний на гро-
хотах, можно использовать различные устройства. Так, для лока-.
лизании резонанса на грохотах некоторые заводы-изготовители при-
меняют резиновые ленты, охватывающие пружинную подвеску.
Резонансные колебания гасятся также при использовании на гро-
хотах пневмобаллонной подвески и демпферов сухого трения.
Для борьбы с резонансом используют вибраторы с выдвижными
дебалансами, а также торможение привода грохота. На рис. 116
показана экспериментальная зависимость изменения Ар/а от вели--
174
чины тормозного момента, при-
лагаемого к валу электродвига-
теля грохота. Данный график поз-
воляет определить необходимый
тормозной момент для обеспече-
ния заданного значения ДР.
Усилия, передающиеся на фун-
дамент. При назначении жестко-
сти упругих опор следует пом-
нить, что эффективная виброизо-
ляция грохота обеспечивается при
Рис. 116. Изменение Лр/а от величи-
ны тормозного момента
условии, когда частота вынуж-
денных колебаний со превышает частоту любой из форм собствен-
ных колебаний рс грохота на опорах не менее, чем в 4 раза, т. е.
(287)
Поэтому при расчетах необходимо правильно определять’ макси-
мальную частоту собственных колебаний грохота и сопоставлять
ее с частотой вынужденных колебаний в соответствии с формулой
(287).
При круговых колебаниях максимальной частотой собственных
колебаний грохота на опорах обычно оказывается частота поворот-
ных колебаний.
В первом приближении при расположении опор грохота на одина-
ковом расстоянии b от вертикали, проходящей через центр его тя-
жести, частоту собственных поворотных колебаний с достаточным
приближением рекомендуется определять по упрощенной формуле
Рс = Ру^. (288)
Из анализа выражения (288) следует, что при удалении опор
от вертикали, проходящей через центр тяжести короба грохота,
на расстояние, превыщающее его радиус инерции рг, наибольшей
частотой собственных колебаний будет частота поворотных коле-
баний рс. Отношение Ырг может приближаться к 2. В этом случае
выбирать упругую опору по частоте ру неверно.
Для соблюдения заданной траектории и амплитуды колебания
короба грохота, а также обеспечения эффективности виброизоля-
ции, устойчивости грохота на опорах и достижения равенства соб-
ственных частот при всех формах колебаний желательно, чтобы;
а) вибратор располагался в центре тяжести грохота;
б) жесткости упругих опор в вертикальном и горизонтальном
направлениях были бы равны между собой;
в) расстояния Ьх и Ь2 от центра тяжести до точки пересечения оси
NN (рис. 117, а, б) с вертикальной осью пружины равнялись ра-
диусу инерции короба рг относительно его центра тяжести в пло-
скости чертежа, т. е. Ьг = Ь2 — рг;
175
г) расстояние от оси до геометрического центра пружины рав- 1
нялось бы нулю, т. е. с± = с2 — 0.
Сила, передаваемая на фундамент, равна произведению жесткости
опоры на смещение массы от ее нейтрального положения, т. е. на
амплитуду колебаний короба грохота. ;
Зная жесткости Кх и Ку н амплитуды смещений грохота ах и ау,
силу, передающуюся на фундамент, можно определить по формуле j
Fx — Kxax\ (289) v
Fy = Kyay. (290)
Чтобы рассчитать усилия, передающиеся на фундамент в периоды ;•
резонанса (при пуске, остановке), значения ах и ау следует заме-
нить на значения резонансных амплитуд колебаний Арх, Ару. 1
Мощность электродвигателя. При грохочении материала проис- ;
ходят потери энергии на трение в подшипниках грохота, в электро- j
двигателях, на транспортирование материала и прохождение зерен |
сквозь отверстия сита, а также в опорах и сочленениях. j
В первом приближении общие затраты энергии |
^общ^^р + ^р. (291) I
Энергия, расходуемая на трение в роликоподшипниках, в Втг 1
УУтр —Л1тр(о, (292) I
где Мтр = Fmp,-^ —момент трения, Н-м; 3
Fm — нагрузка на подшипники, рассчитываемая 1
по формуле (280), Н; 1
р — приведенный коэффициент трения; для под- |
шипников качения р = 0,005ч-0,001; |
D — диаметр вала, м. 3
Можно принять, что энергия в кВт, затрачиваемая на перемеще- |
ние и сортирование материала (при коэффициенте загрузки короба |
грохота, не превышающем 0,5), изменяется прямо пропорционально Я
176
массе материала, находящегося на грохоте, и мбжет быть аппро-
ксимирована зависимостью
<2(cB + -^)v
JVrp = 2,3/ —, (293)
где I — длина грохота, м;
Q — производительность грохота по исходному питанию, м3/с;
Св — содержание верхнего класса в исходном материале, %;
Сн — содержание нижнего класса в исходном материале, %;
v — скорость перемещения материала по ситу, м/с;
Е — эффективность грохочения, %;
у — плотность грохотимого материала, кг/м3.
Потери энергии в электродвигателе учитываются его к. п. д.
Электродвигатель должен обеспечить пуск грохота. Время (с),
в течение которого двигатель осуществляет пуск грохота
где ./дп — момент инерции ротора электродвигателя, кгм2;
JB — момент инерции вращающихся масс вибратора, кгм2;
JK — момент инерции колеблющегося короба, кгм2;
i — передаточное число;
со — угловая скорость, рад/с;
К — коэффициент кратности пускового момента электро-
двигателя (берется из паспорта электродвигателя);
Nrb — мощность электродвигателя, Вт.
Время t не должно превышать 5 с.
Приведенные расчеты относятся к инерционным наклонным
грохотам. При расчете энергии, потребляемой гирационными и само-
балансными грохотами, следует помнить, что из-за различного кон-
структивного оформления вибраторов необходимо учитывать разное
количество подшипников в этих грохотах, а также потери энергии
в зубчатом зацеплении у самобалансных грохотов.
Глава 3. МАШИНЫ И ОБОРУДОВАНИЕ
ДЛЯ ВОЗДУШНОЙ СЕПАРАЦИИ МАТЕРИАЛОВ
§ 1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О ПРОЦЕССЕ,
ОБЛАСТЬ ПРИМЕНЕНИЯ
И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ
ВОЗДУШНЫХ СЕПАРАТОРОВ
Сухие порошковые материалы крупностью менее 1 мм сортировать
на механических грохотах .становится’затруднительно и малоэффек-
тивно. Рациональнее применять воздушную сепарацию, при кото-
рой болеежрупные частицы выпадают из потока газов под действием
I? Заказ 137§ 177
силы тяжести (а в некоторых случаях и под действием центробеж-
ных сил), а мелкие уносятся. Регулируя различными способами
скорость газового потока, можно варьировать крупность выносимых
частиц.
В промышленности строительных материалов воздушные сепа-
раторы широко применяют в помольных установках, работающих по
замкнутому циклу, при производстве гипса, извести, цемента и
др. В этих случаях существенно повышается производительность
и снижаются затраты энергии мельниц вследствие непрерывного '
отбора готового продукта. В воздушных сепараторах при исполь-
зовании горячих газов легко совмещаются сортирование и сушка
материалов. ;
Основным технологическим требованием, предъявляемым к се- "1
параторам, является точность разделения смеси на фракции. »
В реальных условиях работы аппаратов точное разделение полу- ,
чить невозможно, так как невозможно обеспечить стабильное про- |
текание процесса. Режим движения частиц непрерывно изменяется 1
в результате изменения концентрации частиц в потоке, их формы, 1
местных завихрений потока и т. д. Вследствие этого мелкая фрак- 2
ция оказывается «загрязненной» крупными частицами, и наоборот. |
Точность разделения в сепараторах наиболее часто оценивают |
коэффициентом полезного действия и эффективностью разделения. I
К. п. д. в % выражается отношением массы одного из продуктов 1
(мелкого или крупного) к массе продукта того же класса, содержа- |
щегося в исходном материале: |
n=£ki00, (295)1
где тт и тти — масса мелкого продукта, вышедшего из сепаратора, :|
и масса этого же продукта в исходном материале, j
К- п. д. сепаратора дает возможность легко определить его про- 1
изводительность по мелкой или крупной фракции, но оценить с его 1
помощью степень загрязнения фракций нельзя. Эту оценку можно 1
произвести с помощью эффективности разделения-Я
е=р“._М()0 (296)1
где </м и £/и — производительность по фракции меньшей границы Я
раздела в мелком продукте и в исходном материале; Я
QM и QH — производительность по фракции большей границыЦ
раздела там же. -Я
В промышленных условиях к. п. д. сепараторов составляет Я
65—70%, а эффективность разделения в среднем 55%. Более кон-Я
кретные сведения о качестве сепарации дает график классификации, Я
построенный по экспериментальным исследованиям. Я
§ 2. ОСНОВЫ ТЕОРИИ ВОЗДУШНЫХ СЕПАРАТОРОВ Я
В рабочих зонах сепараторов, где смесь разделяется на фракции, И
на частицу могут действовать силы давления, тяжести и центро-Я
бежные силы инерции. В зависимости от схемы взаимодействияЯ
178 Я
сил и их величины частика движется в том или ийом напра-
влении.
Силы, действующие на частицы разной крупности, будут нёоди-
наковыми, поскольку силы давления потока на частицу пропорцио-
нальны второй степени ее диаметра, а силы тяжести и инерции, за-
висящие от массы, пропорциональны третьей степени диаметра.
Воздушные сепараторы должны быть такой конструкции, чтобы
в рабочих зонах наиболее полно выполнялись следующие условия:
1. Силы, действующие на частицу любого размера, должны ре-
гулироваться. При этом поле скоростей потока должно оставаться
однородным.
2. Силы, действующие на частицу, должны находиться в раз-
личной функциональной зависимости от их размера и быть противо-
положно направленными.
3. Частицы «граничного» размера должны находиться в динами-
ческом равновесии, а частицы других размеров выноситься из зоны
разделения; причем, более мелкие в одном направлении, а более
крупные в другом.
На рис. 118, а, б показаны принципиальные схемы наиболее
распространенных сепараторов. Обычно в сепараторах используют
несколько схем зон разделения, но, как правило, одна из них имеет
преобладающее значение для процесса сортиро-вания.
В сепараторе проходного типа (рис. 118, а) используются проти-
воточная центробежная (рис. 118, I) и вертикальная поточная гра-
витационная зоны разделения (рис. 118, II). В циркуляционном се-
параторе (рис. 118, б) использованы вертикально-поточная грави-
тационная (рис. 118, II), центробежная поперечно-поточная,
(рис. 118, III) и циклонная (рис. 118, IV) зоны разделения.
При расчете процесса сепарации стремятся получить зависимость
скорости движения газа от размера частиц (с учетом их физических
свойств) и геометрических размеров элементов сепаратора.
Проанализируем некоторые характерные зоны разделения.
Вертикальнопоточная гравитационная
зона (с противоточным разделением частиц). На частицу
(рис. 118, II), находящуюся в потоке газа, действуют сила тяжести G,
направленная вниз, и сила давления потока Р, направленная вверх.
Если для какой-либо частицы выполняется условие равенства сил,
т. е.
Р = G, , (297)
то частица зависает (витает) в потоке. Размер такой частицы яв-
ляется «границей» разделения. Более мелкие частицы выносятся
потоком со скоростью цм, образуя «тонкий» (мелкий) продукт, а
более крупные — выпадают из него со скоростью и образуют
«грубый» (крупный) продукт.
Частицы граничного размера движутся с потоком или оседают
в результате столкновений с частицами, а также из-за местных за-
вихрений потока, трения о стенки и других случайных причин.
12* 179
Рис. 118. Схемы сепараторов:
а — проходного; б — циркуляционного; I—IV — зоны про-
тивопоточная центробежная, вертикальнопоточная гравитаци-
онная, центробежная поперечнбпоточная, циклонная
Согласно законам аэродинамики сила давления потока на чат.;
стицу (Н)
р — гр Ро^о___К С—п
* — Ро^О,
(298)
где
С — коэффициент аэродинамического сопротивле- '
ния; <
тч тг *
г = Лф-^-----проекция частицы на плоскость, перпенди-
кулярную относительной скорости потока, м2г
Кф — коэффициент формы частицы: для шаровид-
ных /(ф = 1,0, для овальных — 1,1, для угло^
ватых — 1,53, для продолговатых—1,76,
для пластинчатых — 3,8;
180
d — приведенный диаметр частицы, М;
ро — плотность газа, кг/м3;
v0 — относительная скорость потока (скорость
обтекания частицы газом), м/с;
Со — коэффициент аэродинамического сопротивле-
ния. частицы шаровидной формы.
Определить коэффициент аэродинамического сопротивления
частиц разной формы и шероховатости довольно сложно, поэтому
реальную частицу обычно заменяют эквивалентным шаром того же
объема и массы, а эту замену учитывают коэффициентом формы.
Коэффициент аэродинамического сопротивления для частиц ,
шаровидной формы в основном зависит от режима движения газов,
оцениваемого числом Рейнольдса ^Re = ^-^ и может быть рас-
считан по следующим формулам для различных чисел Re:
при 0 < Re < 1
г ——
0 Re vod ’
при 1 < Re < 10
при 10 < Re < 1000
Co=—=13
KRe Г M
где v — кинематическая вязкость газа, м2/с.
Определив силу Р по формуле (298) и зная силу
yn aid3
С = Рм£-б->
(299)
запишем условие равновесия частицы:
v Л(Р » nd3
КфСо -д-Ро^в —,-g- Pug-
Из этой зависимости можем определить границу разделения в м
при заданной скорости движения воздуха vB:
а 2
<>=4-v0—>
° 4 Ф о ₽Mg
где рм — плотность материала, кг/м3, или скорость потока (м/с),
обеспечивающую «витание» частицы размером d0
v = тЛМ..
вит V ЗКфС0ро-
Если частица движется в потоке (т. е. Р G), то скорость ее
установившегося движения равна разности между действительной
(300)
(301)
181
(303)
(304)
(305)
Скоростью потока газов И скоростью Газа, при которой частица «ви-
тает», т. е.
Пч = VB ^вии (302)
где vB — скорость движения газа.
Подставив в формулу (300) и (301) значения Со (например, для
24 v \
интервала 0 < Re < 1 Со = —[], получим 'значение (м) гра-
ницы разделения материала при данной скорости vB
do = 3 к 2^Ро;
° 4 фМо£Рм
откуда
d0 = V 18/Сф
0 Г Ф рм g ’
и скорость витания (м/с) для частицы размером d
7, _ 1 PMgd3
вит 18 РоКфт-
Аналогично можно получить формулы для других значений Re,
и Со.
Пределы применимости формул для расчета Со можно найти,
решая выражение для определения числа Re относительно размера
частиц. Например, для области 0 <Re <1, приняв Re = 1,
запишем
р _ ___ VsHtd.___ 1
~ V — 18 р0ЛфТ2
Откуда
d = У *8/рф(у2-. (306)
Приняв для шаровидной частицы = 1, v = 1,5 -10~5 м2/с,
р0 = 1,22 кг/м3, рм = 2650 кг/м3, получим
, 1 / 18-1.1,22 (1,5-10-6)2 п п-
d = V --------2650-9,81 = 0'05 ММ-
Таким образом, формула для области 0 < Re <10 применима j
для материалов с размером частиц не более 50 мкм. ,
Аналогично можно установить, что формула для области 10 <,
< Re < 1000 действительна для частиц с размерами в интервале )
от 0,1 до 1,0 мм. 1
В противоточной центробежной зоне раз-1
деления (рис. 118, /) на частицу действуют центробежная сила Рц, )
направленная по радиусу от центра, сила давления потока газа Р, J
направленная к центру, и сила тяжести G. Воздух в этой зоне дви-1
жется по архимедовой спирали, а частица — по кривой, близко^]
182
получим
(307)
' (308)
скорости
й зоне
к логарифмической спирали. Мелкие частицы, для которых сила
давления больше центробежных сил, движутся к центру, крупные —
к периферии. Частицы граничного размера движутся по окружности
и попадают в грубый или тонкий продукт под действием случай-
ных причин. Условие равновесия частицы граничного размера (пре-
небрегая действием силы тяжести)
Р. = Р-
Заменив Рц = та.. = (где пц — центробежное ускоре-
ние), а силу давления потока согласно формуле (298),
nd3 vz nd2 v 2
g Рм g Г\ф^'оРоУ'">
откуда граница разделения (м)
J __ З/^фСсРоИгТ?
и0 - >
4pMvT
где vr и vx — радиальные и касательные составляющие
потока, м/с;
R — средний радиус зоны разделения, м.
В центробежной поперечнопоточно
разделения (рис. 118, III) на частицу действуют центробежная
сила Рц при вращении ее потоком газа, сила давления Р, направлен-
ная вверх, и сила тяжести G. В результате действия этих сил частица
движется по конической спирали.
Крупные частицы, на которые преобладающее значение оказы-
вает центробежная сила, преимущественно движутся в горизон-
тальном направлении и при касании стенки, потеряв скорость, осе-
дают. Мелкие частицы под действием сил давления быстрее дви-
жутся по вертикали и выносятся потоком вверх. Частицы гранич-
ного размера за некоторое время перемещаются по вертикали на
расстояние h и одновременно по горизонтали на некоторое расстоя-
ние I. .
Таким образом, границу разделения можно определить из ра-
венства времени движения частицы по вертикали на величину h, и
времени движения по горизонтали на величину U
tB = tr
или
h _ /
^’вер ^гор
Скорость движения частицы по вертикали
V — V V
^вер — vb ивит*
Горизонтальную скорость движения частицы найдем из равенства
(312)
183
(309)
(ЗЮ)
(ЗИ)
Давление потока на частицу в радиальном направлении
Pr = КфС0^р0Ср;
тогда
g Рм®Ц ~ ^Ф^ОГ “g~ Ро^гор>
(31-3) ,i
(314)
откуда горизонтальная скорость движения частицы в м/с
4рМ«ц^о
ЗКфРоСоГ ’
где Сог — коэффициент аэродинамического сопротивления при дви-
жении частицы в радиальном направлении.
Подставив значение скорости в формулу (310), получим
R I
^гор
(315) '
_ 1/Г 4pMgdo l / 4pMagdo
г ЗДфр0Сов г ЗЛфр0Сог
(316) I
где Сов — коэффициент аэродинамического сопротивления при дви- i
жении частицы в вертикальном направлении. I
Откуда граница разделения (м) при заданной вертикальной ско- .
рости потока va составит
ЗКфРогЧ
d0 =
(317)
4- h
§ 3. КОНСТРУКЦИЯ ВОЗДУШНЫХ СЕПАРАТОРОВ
И РАСЧЕТ ИХ ОСНОВНЫХ ПАРАМЕТРОВ
В промышленности строительных материалов преимущественно ;
применяют сепараторы проходные и циркуляционные. i
В проходные сепараторы (рис. 118, а) материал.
в виде аэросмеси подается сжатым воздухом, который используется j
также для технологической операции разделения смеси. ?
Воздух с исходным материалом поступает по патрубку 1 в корпус/
сепаратора 2. Вследствие расширения канала, в котором движется |
смесь, скорость потока падает и крупные частицы выпадают из смеси '
под действием силы тяжести. Мелкие частицы проходят Имеете с воз-1
духом по направляющим лопаткам 4 во внутренний конус 3, где/
поток закручивается и из него выпадают частицы средней крупности/
в результате воздействия на них центробежных Сил. Крупные частицы/
отводятся из сепаратора по патрубкам 6, а мелкие выносятся по/
трубе 5 в осадитель. Граница разделения регулируется дроссели-/
рованием входящего потока или путем изменения угла поворота;
лопаток 4. Недостатком сепараторов является повышенный расход’
сжатого воздуха. Такие сепараторы рационально применять в уста-
184 1
ковках, где сжатый воздух используется как рабочее тело (в систе-
мах пневмотранспорта). Наша промышленность выпускает проход-
ные сепараторы диаметром от 2,5 до 5,5 м, с пропускной способ-
ностью по воздуху 20—30 тыс. м3/ч.
Рассмотрим циркуляционный воздушный се-
паратор с разбрасывающим диском и крыльчаткой (рис. 118, б).
Такие схемы сепараторов отличаются компактностью и экономич-
ностью, поскольку в одном агрегате объединены источник движе-
ния воздуха (вентилятор), сепарирующие и осадительные устрой-
ства.
Исходный материал поступает по патрубкам 7 и 75 на вращаю-
щийся на валу 8 диск 14, с которого сбрасывается под действием
центробежной силы. Крупные частицы под действием силы тяжести
падают или под действием центробежной силы отбрасываются
к стенкам внутреннего корпуса 11, где теряют скорость и также
сползают вниз, образуя «крупный продукт».
Вентилятор 16 и крыльчатка 13, вращаемые вместе с диском 14,
засасывают воздух из нижней зоны, который пересекает материал,
сбрасываемый с диска, захватывает средние и мелкие частицы и
выносит их в зону вращения крыльчатки 10. В этой зоне под дей-
ствием центробежных сил вращающегося потока средние частицы
отбрасывают к стенкам корпуса И и стекают вниз в крупный про-
дукт. Мелкие частицы вместе с воздухом проходят сквозь вентиля-
тор 16 в пространство между наружным и внутренним корпусами,
где воздух движется вниз по спирали (циклонная зона осаждения).
Окружная скорость потока воздуха в этой зоне максимальная,
вследствие чего имеющиеся в потоке мелкие частицы отбрасываются
центробежной силой к стенкам корпуса 9, теряют скорость и сте-
кают вниз, образуя «мелкий продукт». Воздух снова сквозь жалюзи 12
поступает во внутренний кожух, захватывая случайно попавшие
в крупный продукт мелкие частицы.
Граница разделения в рассмотренном сепараторе может регу-
лироваться изменением радиуса расположения лопаток крыльчатки
10 и угла установки лопаток жалюзи 12.
Циркуляционные сепараторы выпускаются диаметром 2,8—5 м,
производительностью 10—30 т/ч (при сепарировании порошков
с удельной поверхностью 4500—50 000 см2/г). Удельные затраты
энергии в таких сепараторах составляют 1,3—2,0 кВт-ч/т, удель-
ная нагрузка 1,5—2,0 т/ч-м2 сечения внутреннего корпуса сепа-
ратора.
На рис. 119 показана схема сепаратора с внешним вен-
тилятором и внешней зоной осаждения. В се-
параторе использована центробежная поперечнопоточная схема
зоны осаждения, осуществляемая восходящим потоком воздуха,
нагнетаемым внешним вентилятором 3 в корпус сепаратора, и вра-
щающейся крыльчаткой 5. Материал поступает по патрубкам 7
на диск 4, вращаемый мотор-редуктором 2. В зоне крыльчатки круп-
ные частицы под действием центробежных сил отбрасываются к стен-
кам и стекают вниз в приемник крупной фракции. Мелкие частицы
185
Рис. 119. Сепаратор с внешним вентилятором и внешними осадителями
выносятся воздухом ‘во внешние циклоны 6, где они осаждаются.
Очищенный воздух по коллектору 7 вновь поступает в вентилятор. ;
Такая схема сепаратора отличается от рассмотренных тем, что
вынесенные осадители могут быть оптимальных размеров. Это
позволяет увеличить удельную нагрузку в камере сепаратора, умень-
шить ее размеры, а также повысить степень очистки в циклонах-
осадителях. При этом увеличивается к. п. д. вентилятора и умень-
шается его износ, так как он перерабатывает более чистый воздух. ;
Расчет основных параметров сепараторов. Инженерные расчеты j
воздушных сепараторов ввиду сложности процессов движения ча-
стиц в двухфазовом потоке реальных аппаратов производят по
упрощенным зависимостям, учитывая некоторые особенности про-
цесса эмпирическими коэффициентами. Применительно к циркуля-,
ционным сепараторам рекомендуется последовательно определять
следующие величины.
Диаметр рабочей зоны сепаратора
D = kHa, ' (318)
где k — коэффициент, зависящий (для принятой схемы зоны раз- ?
деления) от дисперсности продукта, его влажности, формы ;
частиц;
П — заданная производительность сепаратора, т/ч;
а — коэффициент, зависящий от схемы зоны разделения.
Для циркуляционных сепараторов (при выделении цемента]
крупностью, характеризуемой остатком 7—10% на сите № 0090)*]
186
с поперечнопоточной зоной а = 0,375; k = 1,2, с противоточной
центробежной зоной а = 0,31 и k = 1,5.
Высота лопаток крыльчатки (м)
(319)
где Q — расход воздуха, м3/с;
6 — граница разделения, м;
/?к — радиус лопасти крыльчатки, м;
х = 0,6 ч-0,8 — коэффициент, оценивающий степень захвата
воздуха во вращение;
п — частота вращения крыльчатки, об/мин.
Расход воздуха
Q = (320)
где — предельно допустимая концентрация мелкого продукта
в воздухе.
Давление вентилятора принимается равным 90—100 мм вод. ст.
Давление, создаваемое вентилятором,' (мм вод. ст.)
P = 3,22-10-4ra2(^ — DI), (321)
где Z), и Di — наружный и внутренний диаметры лопаток венти-
лятора, соответственно, м.
§ 4. ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ ОЧИСТКИ ГАЗОВ И ВОЗДУХА
ОТ ПЫЛИ
Для выделения из газов (воздуха), которые использовались в ка-
честве рабочего тела (например, при пневмотранспорте), твердых
частиц, и во избежание загрязнения окружающей среды, приме-
няют механическую сухую очистку в циклонах, очистку
с помощью матерчатых фильтров, а также элек-
трическую и мокрую очистки.
Центробежные циклоны используют для очистки
газов при запыленности 200—400 г/м3, при минимальном размере
осаждаемых. частиц 5—10 мкм. Производительность циклонов по
пылевоздушной смеси, в зависимости от их размеров, составляет
1500—15 000 м3/ч.
Принцип действия циклона показан на схеме (см. рис. 118, IV).
Запыленный воздух вводится в верхнюю цилиндрическую часть
корпуса по касательной. В циклоне воздух движется по спирали вниз,
для чего предусматривается направляющая — неподвижная винто-
вая лопасть (или крышка цилиндра выполняется по винтовой по-
верхности). Под действием центробежных сил частицы отбрасы-
ваются к внешним стенкам, сползают и через специальный затвор
Удаляются рз циклона. Очищенный воздух выходит по центральной
187
। Очищенный
I боздихйгаз)
Рис. 120. Батарейный циклон
трубе вверх. Скорость воздушной смеси
на входе в циклон 15—25 м/с. Коэф-
фициент очистки в центробежных Цик-
лонах 70—90%.
Циклоны малого диаметра обеспе-
чивают лучшую очистку. Поэтому,
чтобы достигнуть высокой степени
очистки и увеличить производитель
ность, их объединяют в группы (бата-
реи). Схема такой установки пока-
зана на рис. 120. Воздушная смес1
поступает по трубе 4 в распредели
тель 3, откуда подается в циклоны 5
Очищенный воздух выходит по труб
кам 7 в коллектор 2 и отводится п<
трубе 1 в следующий каскад очистки
Выделенный материал оседает в сбор-
нике 6, откуда удаляется через специ-
альные затворы. Техническая характе
ристика циклонов приведена в табл. 18
Более полная очистка газов дб
стигается в матерчатых фильт
р а х. Сущность очистки газов в таки:
фильтрах состоит в пропуске газо:
сквозь пористые перегородки, на коте
рых оседают мелкие частицы. Обычн-
перегородки изготовляют в виде рука
вов из толстой ткани. При температур
газа свыше 100 °C рукава делают и
стеклоткани. ' ;
Схема рукавного фильтра показан
на рис. 121. Загрязненный воздух пс
ступает по трубе 1 в корпус 2,. в кот-
ром на специальных подвесках 4 уст
новлены рукава 3. Проходя скво;
стенки рукавов, газ очищается от пыл
которая на них оседает, и отводит!
по трубе 5. Для обеспечения работы фильтра его рукава период
чески встряхивают специальным механизмом 6. В момент встрях-
вания отводящие трубопроводы 5 закрываются заслонкой 8, сбл
кированной с механизмом встряхивания.
Осажденный в сборнике 9 материал подается шнеком 7 чер
Чтобы лучше очистить ткань,
шлюзовой затвор 10 в.бункеры.
скво:
фильтр периодически продувают чистый воздух в обратном напрг
лении. Степень очистки в матерчатых фильтрах достигает 96—98
при условии очистки сухих газов. Техническая характеристи
рукавных фильтров приведена в табл. 19.
Наиболее совершенным является электрический сп
со б очистки газов. Способ основан на ионизации част:
188
Таблица 18
Техническая характеристика циклонов конструкции НИИОГаза
Параметр ЦН-11 ЦН-15 ЦН-15у ЦН-24
Угол наклона крышки и вход- ного патрубка, град. . . . 11 15 15 24
Внутренний диаметр цикло- на, мм 40—800 4Q.—800 200—800 400—1000
Высота, мм 170—3000 170—3500 800—3500 1700—4380
Коэффициент гидравличе- ского сопротивления, Н/м2 1760 1025 1075 588
взвешенных в газе, при пропускании последнего через электриче-
ское поле высокого напряжения. Частицы, получившие заряд, пе-
ремещаются к электроду, заряд которого противоположен по знаку,
и осаждаются на нем.
Электрофильтры улавливают частицы крупностью до 5 мкм со
степенью очистки до 99%. Такие фильтры успешно работают на
очистке горячих (до 350° С) газов. Аэродинамическое сопротивление
. X
Таблица 19
Техническая характеристика рукавных фильтров
для цементной промышленности
Параметр ФР-10 ФР-30 ФР-60 ФР-90 ФР-112 ФР-160 ФР-224 ФР-280
Площадь фильтрую- щей поверхности, м2 10 30 60 90 112 160 224 . 280
Число секций . . . 1 2 4 6 6 6 8 10
Общее число рукавов 18 136 172 104 56 84 112 140
Диаметр рукава, мм 135 220
Производительность, м3/ч (при удельном на- пряжении ткани 1— 1,5 м3/м2 и сопротив- лении фильтра 800— 1000 Н/м2) 20—30 40—45 60—90 90—130 120—150
Масса, т 0,33 1,06 1,7 2,3 9,4 12,0 14,7 15,2
Габаритные размеры, м:
длина 1,2 1,7 2,8 3,8 3,8 5,3 6,8 6,8
ширина ..... 0,75 1,6 1,7 1,7 8,6 8,6 8,6 8,6
высота 1,99 3,9 3,9 3,9 2,25 2,25 1,25 2,25
189
в них невелико, чем они отличаются от матерчатых. Расход энерги!
составляет около 0,3 кВт ч на 1000 м3 газа. Техническая характе
ристика электрофильтров приведена в табл. 20.
Для создания электрического поля между электродами фильтр;
применяется постоянный ток высокого напряжения (до 75 000 В)
Частицы пыли электролизуются в электростатическом поле, со
зданном электродами, отталкиваются от коронирующего электродаJ
и оседают на электроде 1, соединенном с корпусом (рис. 22).
Устройство горизонтального электрофильтра показано на рис. 12i
Загрязненный газ поступает через входной распределитель 1 в к(
меру фильтра 2, разделенную на две параллельные секции. В каа
дой секции смонтированы три каскада электрофильтра, через к<
торые газ проходит последовательно. Каждый каскад состоит I
нескольких рядов осадительных сетчатых ' плоских электродов ^
и коронирующих, состоящих из стержней, электродов 4, установлю
ных на изоляторах 5. Осадительные электроды периодически встр
хиваются кулачковым механизмом 6 для освобождения от осевнК
на них пыли. Собранная в приемниках 8 пыль удаляется чер
затворы 9. Очищенный газ отводится через сборный коллектора
190
© сч га Д' S ХО га вэ о Ч га S а 4> га 2 х 2 X из Ч <У S о а Q X О О X X ч 5 3 2 о а с и X 3 S О) я X S X а X X о а X ч X -е- о а X ч- Ст) га X X х 1 а I 1 X 1 2. 1 га 1 х I х 1 га I * 1 о 1 аи 1 3" . 1 X 1 г 1 х 1 £ 1 1 1 Г 1 ® |е 1 вертикальные Il-8-нП о . t = - 8 s 8 щ h 8 04 " ° О.Е S
ii-6-ali § о S 5 £ - - о §8 « ° 3 ® сч СЧ ~' ° СП я
г xst'-aH § § g 1 ” i ё 2 • м ” ° S
01-дП о 9* s 2 I О О о ° S ~ ~ ° g со СЧ га 5 <о 8 - о m Н
горизонтальные ге-гг-п О 1 8 ” f 1 8 3 о со о ю 1 CM 1
е-яг-’п й со § о 8 й 1 £ " о § • а 1
sz-31-jH о 1 О га СО О . , О1 ™ 1 « W го 1 1 « °* ' I , о х 1 — S I га |
18-Н-П £ * ! § § з £ J со —4 о 1
s‘i t-П о I ю О О _„ I —Г eq 'Г 2 3 . 1 — eq —, о .л I ч* г: 1
01-П о Я S S То О О О | ug g О1 - 1
8-П — 1 о. о s га 1 § g\o 1 °о ’ ° I ю СЧЯд I оо —< о* И 3 1 3 1 g Й
S7-n о s 1 S § о га I 01 ° § ю со со 1 й " <=
Параметр Активная площадь сече- ния, м2 Число полей Производительность по газу (при скорости газа 1 м/с), м3/ч Допустимое разрежение газа в фильтре, мм. вод. ст. Гидравлическое сопро- тивление, Н/м2 .... Расход электроэнергии, кВт- ч 1000 м3 Место установки . . .
191
Рис. 122. Схема подключения элек-
тродов
Подробный расчет Электрических^
и конструктивных параметров элек-/
трофильтров специфичен и он про-м
изводится специализированными кон-i
структорскими организациями. При-*
проектировании предприятий, ис4
пользующих эти фильтры, произво-
дится их выбор по данным катало-
гов и справочников. j
Оборудование для мок-
рой очистки загрязненный
газов применяют для окончательной
очистки газов, отходящих из вра^
вдающихся печей и сушильных бара-/
банов.
На рис. 124 показан вертикальный скруббер. Работает он так|
Загрязненный газ по патрубку 6 поступает в нижнюю зону корпуса
футерованному керамической плиткой 2. В верхнюю зону скрубберу
через брызгала 3 подается вода. •
В корпусе установлены насадки 5 из деревянных реек. Верхняя^
насадка равномерно распределяет воду по сечению корпуса, средт:
няя — служит для улавливания пыли, а нижняя — распределяет;
поток входящего газа. Газ вводится в скруббер по трубе 6 со ско-
ростью 18—20 м/с по касательной к корпусу. Относительно крупные
частицы под действием центробежных сил отбрасываются к стен/
кам, смачиваются водой и в виде пленки стекают вниз. Окончатель-)
192
ное улавливание частиц водой про-
изводится при прохождении по-
тока газа сквозь водяную завесу,
образованную по всему сечению
скруббера.
Во избежание выноса воды в
сборник 4 скорость движения газа
в корпусе скруббера не должна
превышать 6 м/с. Степень очистки
в таком скруббере 95—98%.
На рис. 125 показана схема
пенного пылеуловителя, состоя-
щего из корпуса 3, разделенного
по высоте решеткой 4. В верхнее
отделение на решетку по патруб-
ку 2 подается вода так, чтобы ее
слой на решетке составлял 20—
30 мм. Запыленный газ поступает
по трубе 1 и движется вверх
сквозь решетку навстречу струям
воды. В результате такого движе-
ния образуется слой пены толщи-
ной 120—180 мм, в котором задер-
живаются частицы пыли. Очищен-
ный газ собирается в колпаке 5 и
отводится в атмосферу. Частицы
пыли, образующие с водой шлам,
отводятся через сборник 7 и ча-
стично через боковое отверстие 6
вместе со шламом.
Пенные пылеуловители задер-
живают частицы размером доЗ мкм. !
Скорость движения газов в аппа-
рате достигает 3,5 м/с. Расход
воды 0,5—0,8 м3 на 1000 м3 газа.
§ 5. ОСОБЕННОСТИ ЭКСПЛУАТАЦИИ
ОБОРУДОВАНИЯ
ДЛЯ СЕПАРАЦИИ МАТЕРИАЛОВ
Рассмотренное в настоящей главе
оборудование предназначено для
обеспыливания воздуха и газов
и, следовательно, является обору-
дованием для защиты окружающей
среды и улучшения условий труда
человека. Однако при его эксплуа-
тации имеются специфические
особенности, на которые следует
обращать особое внимание.
Рис. 125. Пенный пылеуловитель
13 Заказ 1376
193
В сепараторах, циклонах и рукавных фильтрах используется
сжатый газ, в виду чего существует опасность взрыва этих аппара-
тов и магистралей, при несоблюдении режимов их работы.
При эксплуатации необходимо непрерывно следить за исправ-
ностью контрольно-защитных приборов и устройств (манометров,
предохранительных клапанов и т. д.). Контрольно-аварийные устрой-;
ства должны быть протарированы и опломбированы специальной
службой Госгортехнадзора. К работе с оборудованием под давле-
нием допускается только специально обученный персонал, имеющий
соответствующие удостоверения.
В электрических фильтрах применяется высокое напряжение
существует повышенная опасность поражения электрическим то-
ком. Поэтому фильтр должен быть установлен так, чтобы исключит;
непосредственный контакт персонала с оборудованием, работающш
под напряжением.
Глава 4. МАШИНЫ И ОБОРУДОВАНИЕ
ДЛЯ ГИДРАВЛИЧЕСКОЙ КЛАССИФИКАЦИИ
И ОБОГАЩЕНИЯ СТРОИТЕЛЬНЫХ
МАТЕРИАЛОВ
§ 1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О ПРОЦЕССЕ
И ОБОРУДОВАНИИ
Значительное влияние на прочность и долговечность бетонных изде-;
лий оказывает качество заполнителей, и в частности, мелкого за-;
полнителя — песка. Установлено, что использование чистого песка-
оптимального зернового состава не только повышает прочность и;
долговечность бетона, но и экономит 20% цемента. j
Природные п&ки чаще всего неоднородны по составу, содержат
посторонние примеси и поэтому не могут быть использованы в ка|
честве заполнителя бетона без предварительного обогащения. Под-?
лежащей обогащению исходный материал обычно разделяют на две,
три и более фракций в зависимости от требований к готовой песча'
ной смеси, а затем полученные фракции смешивают в определенны:
пропорциях, чтобы получить конечный продукт с желаемым зерновы:
составом.
Разделение на фракции строительных песков естественной влаж
ности (4—7%) почти всегда нарушает механическую связь межд
отдельными мелкими зернами, вследствие присутствия в материал
глинистых включений. Для диспергации и удаления глины необхе
дима промывка материала в воде. А поскольку вода может быт
использована и как среда для разделения на фракции, то, как пс
казала практика, наиболее экономичным и эффективным методо
обогащения песков является гидравлическая классификация.
194
Гидравлической классификацией называют процесс разделения
минеральных зерен в жидкости по скоростям их падения. Осуще-
ствляют гидравлическую классификацию в аппаратах, называемых
классификаторами.
Крупность материала, подвергаемого гидравлической класси-
фикации, как правило, не превышает 5,0 мм. Процесс классифика-
ции может происходить в вертикальных и горизонтальных струях
воды.
В классификационных аппаратах и машинах различного рода
процесс разделения происходит под действием сил тяжести или
центробежных сил. Для такого оборудования характерно исполь-
зование физических свойств материала при осуществлении про-
цесса классификации.
По конструктивному исполнению и характеру движения гидро-
смеси гидравлические классификаторы разделяют на аппараты го-
ризонтального и вертикального типа, а по принципу действия на
гидроклассификаторы свободного и стесненного падения.
К группе классификаторов относят также спиральные и реечные
классификаторы, в которйх используется механическое воздей-
ствие рабочего органа на материал в процессе разделения его на
фракции.
Особую подгруппу составляют центробежные классификаторы,
в которых материал разделяется на фракции под действием разницы
центробежных сил, действующих на зерна разной крупности во
вращетельном потоке пульпы.
§ 2. НЕКОТОРЫЕ ЗАКОНОМЕРНОСТИ ГИДРАВЛИЧЕСКОЙ
КЛАССИФИКАЦИИ
При гидравлической классификации частицы материала разделяются
на фракции по скорости падения частиц, которые при свободном
падении определяются размером, формой, плотностью частиц, а
также характеристикой жидкости.
От разницы в силе тяжести твердого тела и силе сопротивления
жидкости зависит скорость падения твердого тела. Характер сопро-
тивления зависит от объема, формы и скорости движения тела.
Сила тяжести (Н) частицы шарообразной формы, погруженной
в жидкость,
G0==~(8~p)g, • (322)
где d — диаметр частицы, м;
б — плотность частицы, кг/м3;
р — плотность жидкости, кг/м3;
g — ускорение свободного падения, м/с2.
При 6 > р частица тонет, при 6 < р всплывает, а при 6 = р
находится во взвешенном состоянии.
При падении тела в жидкости возникает два вида сопротивления
в зависимости от скорости движения тела, которое может быть
турбулентным или ламинарным.
13* 195
При большей скорости движения тела кинетическая энергия
его расходуется главным образом на преодоление динамического
сопротивления среды. При медленном движении основным является
сопротивление, создаваемое трением жидкости у поверхности дан-
ного тела.
Сопротивление жидкости (динамическое сопротивление), (Н)
при турбулентном режиме определяется по закону Ньютона
Рд —(323)
где ф — безразмерный коэффициент пропорциональности (коэф-
фициент сопротивления);
F — площадь проекции тела, м2;
v — скорость движения тела, м/с.
Сила сопротивления трению (Н) определяется зависимостью,
предложенной Стоксом
Рт = Злцйу, (324)
где р — коэффициент вязкости среды, Н-с/м2.
Характеристикой режима движения жидкости может служить
число Рейнольдса
Re = -^. (325)
н
Экспериментами установлено, что при Re > 1000 преобладает
динамическое сопротивление, при Re < 1 — большее значение имеет
вязкость среды.
Сила сопротивления возрастает одновременно с увеличением
скорости падения частиц. В свою очередь, скорость падения тела
изменяется от нуля до постоянной величины v0, называемой конеч-
ной скоростью, которая наступает в момент равенства силы тяжести
падающего тела и силы сопротивления.
Чтобы определить скорость v0 для частиц размером более 1,5 мм,
достаточно учесть только динамическое сопротивление среды.
Тогда приравняв Go и Рл [см. уравнения (322) и (323)], найдем
конечную скорость и0 падения тела в жидкости (м/с)
= (326)
где k — коэффициент, зависящий от формы частицы; для шара
k = 5,12.
Тогда для воды при р= 1000 кг/м3 конечная скорость (м/с)
падения шара согласно Риттингеру будет
v0 == 0,16 /d (6—1000). (327)
При выводе формулы (327) некоторые авторы принимают не
половину сечения шара, а 2/3, тогда формула в окончательном
виде будет
v0 = 0,14]/d (6—1000).
196
Результаты, полученные по-формуле (327), хорошо совпадают
с результатами экспериментов для зерен размером 1,5 мм и более.
При падении частиц размером 0,012—0,175’мм, скорость которых
очень мала, Стокс, учитывая только взаимное трение частиц и
жидкости и приравнивая 60 и -Рт> получил формулу для конеч-
ной скорости (м/с)
v0 = 0,545d2 . (328)
Для воды при р = 1000 кг/м3 .
0,545^2(6— 10000 * /оопч
Vo =-----U-------~ ' (329)
г
Чтобы определить конечную скорость падения в м/с частиц
промежуточной крупности, для которых неприемлемы формулы Рит-
тенгера и Стокса, Аллен предложил эмпирическую зависимость
ц, = 0,1146d |/~ (б._(330)
Д. Принц приводит следующие данные для скорости выпадения
частиц песка в воде:
d, мм 9,42 6,68 4,69 3,33 2,36 1,65 1,17 0,83 0,59 0,21 0,07
t>0, мм/с 600 500 400 320 250 200 170 120 100 35 5
Рассмотренные закономерности падения изолированных частиц
в жидкости лишь частично дают представление о явлениях, наблю-
даемых при гравитационных процессах обогащения.
В практике обогащения при классификации материала на фрак-
ции и других гравитационных процессах происходит массовое дви-
жение частиц, когда каждое зерно испытывает механическое воз-
действие других движущихся зерен, всей движущейся массы в целом
и динамическое воздействие жидкости (воды). В обогатительных
процессах падение частиц в жидкости обычно носит стесненный
характер.
Вычислить конечную скорость частиц при стесненном падении
довольно сложно вследствие многообразия факторов, определяющих
ее величину. При стесненном падении частиц на скорость допол-
нительно влияют концентрация'частиц в суспензии, условия про-
цесса, а также конструктивные особенности классификатора. Все
это не дает возможности найти общее (универсальное) аналитичес-
кое решение процесса классификации и поэтому в частных случаях,
для большей достоверности, закономерности стесненного падения
устанавливают экспериментальным путем.
§ 3. КЛАССИФИКАТОРЫ
Гидравлическая классификация может осуществляться в механиче-
ских и гидравлических классификаторах. К механическим класси-
фикаторам относятся спиральные, реечные, драговые и чашевые
классификаторы. Машины этого типа имеют подвижный механизм
197
Рис. 126. Спиральный классификатор для песка с высоким порогом
взмучивания и разгрузки. Так, в 'спиральных классификаторах он
представляет собой спирали, в реечных и чашевых >— гребковые
рейки, в драговых — скребки на бесконечной ленте или цепи.
Спиральные классификаторы отличаются простотой конструкции,
большой производительностью и эффективностью в работе. Они
получили наибольшее распостранение при мокрых процессах обо-
гащения песка. Спиральный классификатор представляет собой
короб, основной рабочей частью которого является спиральное
устройство. При вращении спирали пульпа взмучивается; слив,
содержащий мелкие частицы, отводится в нижней части короба
через сливной порог, а крупные частицы направляются спиралью
к верхнему разгрузочному окну.
Различают спиральные классификаторы с непогруженной спи-
ралью (с высоким порогом) и погруженной спиралью. К первому
типу относятся классификаторы, в которых порог расположен ниже
верхней кромки спирали на сливном конце (рис. 126). В класси-
фикаторах второго типа нижний конец спирали полностью погружен
в пульпу, вследствие чего, верхняя зона осаждения твердых частиц
находится в относительном покое, что обеспечивает более четкую
классификацию. Классификаторы того и другого типа могут быть
односпиральными и двухспиральными и соответственно отличаться
шириной корыта и производительностью при одинаковой длине.
Т аб л ица 21
Основные размеры спиральных классификаторов
Параметр 1-КСП-7.5 1-К.СП-10 С-871 , С-872
Диаметр спирали, мм . . . 750 1000 1200 ; 1500
Длина корыта, мм ..... 7600 8750. 9800 11 200 .
Частота вращения спирали, об/мин 11—26 8—20 6—13,4 4,9—9,9
Угол наклона корыта, град. 17 17 18 18
198
Рис. 127 Спиральный классификатор С-871
Рассматриваемые классификаторы используют в основном для
выделения в слив частиц песка размером меньше 0,15 мм, а также
для обезвоживания песков до транспортабельного состояния. Основ-
ные размеры отечественных спиральных классификаторов для песков
приведены в табл. 21.
На рис. 127 показан спиральный классификатор С-871, разра-
ботанный с учетом специфических условий обогащения строительных
песков. Для повышения производительности в классификаторах
С-871 и С-872 увеличена ширина спиральной ленты и примерно на
40% частота вращения спирали. С этой же целью увеличен пара-
метр разделительной камеры классификатора, которая образована
боковыми стенками, наклоненными под углом 60°. Слив из машины
отводится через боковые и торцовые стенки»
Для повышения эффективности классификации и отмыва мель-
чайших фракций на участке спирали, находящейся. под зеркалом
слива, установлены перемешивающие лопасти.
Производительность (кг/с) спирального классификатора для песка
Q = ЮОйпО3, (331)
где k — коэффициент, учитывающий угол наклона корыта клас-
сификатора;
п — частота вращения спирали, об/с;
D — диаметр спирали, м.
Значения коэффициента К, учитывающего угол наклона
корыта классификатора
Угол наклона, град. ......... 10 14 18 22 26
К ...............1,09 1,05 1,0 0,83 0,72
199
Гидравлические классификаторы относятся к группе гравитациоИ- I
ных аппаратов, в которых вода служит средой для разделения |
зернистого материала на фракции. По конструктивному исполнению 1
и характеру движения исходной песчаной пульпы гидравлические |
классификаторы можно условно разделить на классификаторы вер- 1
тикального типа и классификаторы горизонтального типа. j
К наиболее простому по конструкции гидравлическому клас- |
сификатору относится конусный классификатор (рис. 128). Он пред- ' 1
ставляет собой сварной конический резервуар 1, стенки которого j
наклонены к горизонту под углом 60°. Мельчайшие частицы песка )
и шлам удаляются через кольцевой порог 2. Загружается материал 1
через цилиндрический патрубок 3. Так как поступление пульпы 1
происходит ниже уровня слива, образуется восходящий поток, ?
в котором происходит классификация материала. Круглые зерна j
материала осаждаются, заполняя нижнюю часть конуса и подни- J
мая поплавок 4, связанный рычагами с шариковым клапаном 6. I
При этом пески разгружаются через нижнюю насадку 5. Конусные j
классификаторы применяют для мокрой классификации на два )
класса песка с крупностью зерен до 1,65 мм и тонкозернистого, j
материала крупностью не более 0,7 мм.
В табл. 22 дана характеристика конусных классификаторов, ;
выпускаемых нашей промышленностью. ‘
К наиболее известным отечественным классификаторам
вертикального типа относятся классификаторы кон-
струкции ВНИИГСа и ВНИИЖелезобетона,
Рис. 128. Конусный классификатор
Z245
200
. На рис. 129 показан классифика-
тор ГКД-2 конструкции ВНИИГСа, ра-
ботающий по следующей схеме. Пес-
чано-гравийная смесь вводится в клас-
сификатор через нижний патрубок и,
проходя диффузор, поступает в обога-
тительную камеру, площадь сечения
которой значительно превышает пло-
щадь верхнего сечения диффузора. По-
этому скорость восходящего потока
гидропесчаной смеси после выхода ее
из диффузора значительно уменьшается,
что влечет за собой выпадение наибо-
лее крупных частиц, которые из обо-
гатительной камеры попадают в клас-
сификационную. Камера классифика-
ции расположена между диффузором
и внешней оболочкой аппарата. Над
ней находится обогатительная камера.
Чистая вода, образующая в ка-
мере винтовой восходящий поток, в
ского классификатора верти-
кального типа
котором материал разделяется по заданному граничному зерну,
подается в нижнюю часть классификационной камеры. Частицы
песка, скорость падения которых меньше восходящего потока,
отводятся по трубе как шлам, через верхний сливной коллектор,
крупный продукт, выпавший из классификационной камеры, обез-
воживается и транспортируется на склад.
Таблица 22
Техническая характеристика песковых и шламовых конусов „
Параметр ККП-1 ККП-1,5 ККП-1,8 ККП-2.4 ККШ-2,4
Производительность, т/ч 1,6—4 3,6—9 5—12,5 9—22 4,45—11,1
Максимальная крупность частиц в исходном продукте, ММ ' 1,65 1,65 1,65 1,65 0,7
Диаметр сливного порога, мм 1000 1500 1800 2400 2400
Площадь кольцевого про- странства, м3 0,6 1,45 2,0 2,85 4,52
Основные размеры, мм: длина 1480 2005 2708 3350 3210
ширина 1270 1880 2324 3000 2900
высота 1582 2065 2880 3326 2830
Масса, кг 190 230 950 1570 800
201
Таблица 23'
Технические данные гидравлических классификаторов
Параметр ГКД-2-109 Г КД-2-400 ГКД-2-800- 1_ Г КД-2-1200 ГКД-2-1600 1
Производительность по исход- ной водогрунтовой смеси (для drp = 1,2 мм), м3/ч 100 400 800 1200 1600
Расчетная производительность по исходному материалу, м3/ч 20 60 100 200 300
Расходы воды на классифика- цию (для drp — 1.2 мм), м3/ч 100 180 230 580 740
Высота гидроклассификатора, мм . 3750 — - 5500 6500 9500 11 500
Внешний диаметр обогатитель- ной камеры, мм 910 1508 1910 2580 2910
Масса, кг 1200 1500 2260 7435 9480
Вертикальный классификатор ГКД-2 разделяет исходную гид-
росмесь на две фракции по одному граничному зерну. Граница
разделения в пределах 0,5—3,0 мм регулируется количеством по-
Рис. 130. Схема гидравлического клас-
сификатора вертикального типа кон-
струкции ВНИИЖелезобетона
даваемой воды в классификаци-
онную камеру и площадью ее по-
перечного сечения, которую можно
изменять при перестановке трех
диффузоров, комплектующих клас-
сификатор.
Гидроклассификаторы ГКД-2
являются напорными аппарата-
ми, рассчитанными на давление
3 ат на уровне сливного коллек-
тора, так что транспортирование
крупного и мелкого продукта
может происходить под действием
давления, создаваемого внутри
классификатора гидронасосами,
подающими водопесчаную смесь, и
водным насосом, подающим до-
полнительную воду.
В табл. 23 приведены основ- ’
ные данные гидравлических клас- -
сификаторов типа ГКД-2.
Вертикальный гидравлический
классификатор типа КГ конструк-
ции ВНИИЖелезобетона показан
на рис, 130. Он предназначен для
202
фракционирования гидропесчаной смеси по одному граничному
зерну в пределах 0,3—2,0 мм.
Работа гидроклассификатора типа КГ отличается от опйсанной
выше работы гидроклассификатора ГКД-2 тем, что исходная смесь
подается сверху в бак.дозатор и через распределитель гидросмеси
попадает в приемно-разделительную камеру. В процессе вертикаль-
ного движения частиц в восходящих потоках воды более крупные
частицы и частицы, близкие по размеру к граничным зернам, из
приемно-разделительной камеры попадают в классификационную
камеру, куда подается чистая вода для обеспечения окончательной
классификации по заданному граничному зерну. Мелкий продукт
выводится через верхнюю сливную трубу, крупный —- через ниж-
нее разгрузочное отверстие.
К рассматриваемому классификатору можно подсоединить спе-
циальную разгрузочную камеру, в которой крупная фракция песка
будет частично обезвоживаться до влажности 25%. Классификаторы
типа КГ выпускают трех типоразмеров производительностью по
исходной водогрунтовой смеси от 300 до 2200 м3/ч и производитель-
ностью по исходному песку от 25 до 400 м3/ч.
Чтобы получить на рассматриваемых классификаторах товарную
фракцию со стабильным зерновым составом, необходимо обеспечить
постоянное Питание как по зерновому составу, так и по конси-
стенции поступающей пульпы. Вторая фракция, мелкая, выдаваемая
этими классификаторами, загрязнена шламами и требует дополни-
тельного обогащения.
Для получения нескольких фракций необходимо последовательно
установить соответствующее число таких классификаторов.
Классификаторы вертикального типа просты по конструкции,
надежны в работе и в случаях, когда не требуется высокая точ-
ность классификации, могут успешно использоваться для обогаще-
ния строительных песков. Особенно рационально применять их на
гидромеханизированных карьерах, так как эти аппараты могут
работать в комплексе с земснарядами, разрабатывающими карьер.
В зарубежной практике при фракционировании песков на не-
сколько фракций из вертикальных классификаторов часто соста-
вляют ступенчатые, компаундные или комбинированные установки.
С помощью таких классификаторов удается повысить точность раз-
деления на фракции и уменьшить потери товарных фракций в сливе.
На рис. 131 показаны схемы классификационных установок
систе'мы «Реакс». Комбинированием различных типов установок
с гидравлическими классификаторами достигается высокая точность
разделения. При этом технологическая схема может быть разрабо-
тана с учетом конкретных требований производства и с учетом
экономических и технологических критериев оптимизации процесса
обогащения. Так, компаундная трехступенчатая система классифи-
кации (рис. 131, а) представляет собой комбинацию двух, трех или
четырех конусных гидравлических классификаторов с горизонталь-
ной подачей воды на классификацию. При двухступенчатой системе
классификации (рис. 131, б), повышающей точность разделения,
203
два конусных гидравлических классификатора устанавливаются один
над другим. Комбинированная система классификации (рис. 131, в)
представляет собой комбинацию из классификаторов с горизонталь-
ной подачей воды и вертикальной подачей чистой воды, что по-
зволяет получить несколько фракций.
Гидравлические классификаторы гори-
зонтального типа по характеру осаждения частиц в клас-
сификационных камерах можно разделить на две группы: со сво-
бодным и стесненным падением.
Классификаторы первой группы представляют собой классифи-
цирующий желоб призматического или пирамидального сечения,
в котором происходит выпадение частиц песка из перемещающейся
по желобу пульпы. Поступающая в эти .аппараты пульпа сильно
разжижена и движется с малой скоростью, что обеспечивает хо-
рошие условия осаждения частиц по крупности. Частицы более
крупные осаждаются в начале классификатора, а более мелкие —
в конце. Обычно такие классификаторы имеют несколько попереч-
ных перегородок, образующих отдельные классификационные ка-
меры. Чтобы создать благоприятные условия для осаждения более
мелких частиц, такие классификаторы к разгрузочному концу де-
лают шире.
Эффективность работы рассматриваемых классификаторов низкая,
поэтому их применяют для получения мелкого заполнителя, ис-
пользуемого в бетонах невысоких марок. Поскольку крупность
исходного песка при его обработке в гидравлических классифика-
торах ограничена, и, кроме того, готовые продукты требуют обез-
воживания, то гидравлические классификаторы обычно работают
в комплексе с грохотами и спиральными классификаторами. Про-
изводительность гидравлических классификаторов свободного паде-
ния достигает 100 т/ч.
Для более высокой точности разделения материала на фракции
используют классификаторы стесненного падения с восходящим
потоком воды. Компактность, относительно большая лроизводитель-
Рис. 131. Схемы классификационных установок системы «Реакс»:
а — компаундная; б — двухступенчатая; в — комбинированная
204
ность, а также возможность получить необходимое количество
фракций песка — преимущество этого вида оборудования. Требу-
емое качество песка достигается не только с помощью подачи до-
полнительного количества воды на классификацию, но и увеличе-
нием количества камер в аппаратах.
Общий вид многокамерного гидравлического классификатора
С-692А показан на рис. 132. Исходный песок в пульпообразова-
теле 1 смешивается с водой и в виде пульпы поступает в напра-
вляющий лоток 2 пирамидальной формы. В нижней части лоток
имеет прямоугольную форму, расширяющуюся к разгрузочному
концу классификатора. Камеры образуются путем вертикальных
перегородок, разделяющих корыто 3 на четыре камеры. Схема по-
перечного разреза камеры показана на рис. 133. Фракции тре-
буемого размера получаются путем регулирования количества по-
дачи воды, подаваемой в классификационные камеры снизу и об-
разующей восходящие потоки. Вода, поднимаясь по камере, выносит
частицы песка, скорость падения которых меньше скорости дви-
жения восходящих потоков.
Песок разгружается из камер автоматически при заданной плот-
ности пульпы. Для измерения плотности пульпы в каждой камере
установлена гидростатическая трубка 3 с двумя датчиками уровня 1
индукционного типа. Внутри трубки имеется поплавок 2 с ферри-
товой пластинкой. По мере накапливания взвешенных частиц в ка-
мере плотность пульпы увеличивается и вследствие этого подни-
мается уровень воды в гидростатической трубке вместе с поплавком.
При достижении поплавком уровня верхнего датчика через систему
реле подается сигнал на открытие разгрузочного отверстия 4 клас-
сификационной камеры. По мере разгрузки плотность в камере
уменьшается, уровень воды, а также поплавок опускаются. При
прохождении поплавка через нижний датчик система автоматичес-
кого управления дает команду на закрытие разгрузочного отверстия.
Затем начинается новый цикл работы камеры. Изменяя расстояние
между верхним и нижним датчиком, а также расположение их по
высоте трубки, можно изменять продолжительность цикла работы
камеры, время разгрузки и плотность разгружаемой пульпы. Авто-
матическая система разгрузки материала из камер в классификаторе
С-692А обеспечивает получение четырех фракций песка с постоянным
зерновым составом и постоянной плотностью.
Техническая характеристика
гидравлического классификатора С-692А
Производительность * по исходному
материалу, т/ч ........................................ 50
Крупность исходного материала, мм ...................Менее 5,0
Число камер............................................. 4
Граничная крупность разделения, мм .................0,15—2,6
Удельный расход воды, м3/т песка................. . 4—6
* При модуле крупности 2,7 и границах разделения 1,2: 0,6: 0,3: 0,15 мм.
205
Производительность класси-
фикатора слагается из произ-
водительности его отдельных
камер. При изменении зерно-
вого состава исходного мате-
риала и требуемых границ раз-
деления производительность
будет изменяться. Общая про-
изводительность гидравличе-
ских классификаторов возра-
стает с увеличением границ
разделения. Поэтому для по-
вышения производительности
многокамерных классификато-
ров иногда целесообразно- на
их сливе устанавливать гидро-
циклоны для дополнительного
разделения мелких фракций.
Центробежные клас-
сификаторы составляют
особую группу гидравлических
Рис. 133. Схема поперечного разреза
классификационной камеры
классификаторов. Их работа основана на использовании центро-
бежных сил инерции, возникающих во вращающемся потоке пульпы.
Эффективность разделения будет определяться соотношением
между скоростью оседания частиц и скоростью потока пульпы
в классификаторе. Чем выше центробежное ускорение, тем меньше
граница разделения и, следовательно, выше производительность
по твердому материалу. Центробежные аппараты применяют главным
образом для классификации мелких частиц с граничным размером
от 5 до 500 мкм.
Различают два типа центробежных классификаторов.
1. Центрифуги — аппараты, в которых вращение гидросмеси до-
стигается благодаря вращению движущихся рабочих поверхностей.
Центрифуги в основном используют для обезвоживания таких мел-
козернистых материалов, как глина, мел и т. д. Широкого примене-
ния в строительной индустрии они не имеют, вследствие большого
износа рабочих поверхностей.
2. Гидроциклоны — неподвижные аппараты, к которым пульпа
подводится тангенциально с необходимой скоростью. Гидроциклон
представляет собой литой или сварной корпус, нижняя часть 1
которого имеет форму конуса, а верхняя 2 — цилиндра (рис. 134).
Исходный материал под избыточным давлением 1—2 ат подается •
через питающий патрубок.3 в цилиндрическую часть корпуса тан-
генциально к внутренней его поверхности. Это создает вращатель-
ное движение пульпы. Скорость на входе в гидроциклон достигает
нескольких десятков метров в секунду. В связи с этим возникает
центростремительное .ускорениес которое превышает ускорение сво-
бодного падения частиц в несколько раз. При этом каждая частица
материала движется по винтовой пространственной спирали' и опи-
207
Таблица 24 |
Техническая характеристика гидроциклонов с углом конусности 20°
Диаметр, мм Произво- дитель- ность по исходной гидро- смеси, М3/ч Диаметр, мм Произво- дитель- ность ПО ИСХОДНОЙ " гидро- смеси, М8/ч
гидро- циклона СЛИВНОГО патрубка песковой насадки гидро- циклон а СЛИВНОГО патрубка песковой насадки
75 40 8—12 4,6—8,6 350 125 24—34 30—91
150 70 12—17 7,8—21,0 500 150 34—48 56—180
250 100 17—24 17,5—58 750 250 48—68 210—400
сывает несколько сот оборотов в минуту вокруг центральной гео-
метрической оси аппарата. Чем крупнее частица, тем больше радиус
ее вращения. В нижней половине конуса вращательный поток
вследствие разных по величине центробежных сил инерции раз- -
деляется на две части: крупные частицы выпадают и разгружаются
через песковую насадку 5, мелкие подхватываются вихревым потоком
в центре гидроциклона и через сливной патрубок 4 выводятся
наружу.
Граница разделения в гидроциклоне регулируется давлением
на входном патрубке, причем, чем выше давление, тем меньше
получается размер граничного зерна.
Применять гидроциклоны для фракционирования песков с гра-
ницей разделения более 0,5 мм неэффективно, так как с повышением
крупности слива необходимо уменьшать давление на входе, что,
в свою очередь, вызывает резкое снижение качества получаемых
продуктов.
Размеры гидроциклонов зависят не только от производитель-
ности, но и от крупности частиц в сливе. Чем меньше диаметр
Рис. 134. Схема работы гидроциклона
гидроциклона, тем более точно осу- й
ществляется разделение. В табл.24
дана характеристика гидроцикло-
нов с углом конусности 20°. |
Технологические схемы обога-
щения. Каждый из описанных *
аппаратов отдельно не можетобес-
печить получение кондиционных ‘
песков, поэтому создают техноло- м
гические линии обогащения с при- j
менением необходимого оборудо-
вания, определяемого требова-
ниями производства. j
Если по техническим требова- 3
ниям на песок необходимо только |
отделить частицы меньше 0,15 мм, 4
то наиболее оправданным будет 3
208
Рис. 135. Автоматическая гидроклассификационная установка С-882
использование для этой операции спирального классификатора со-
ответствующей производительности. Так как обычно этой операции
предшествует мокрое грохочение, то в схему получения обога-
щенного песка, как правило, включают грохот, нижний продукт
которого направляется в механический классификатор. Эта наиболее
простая схема получения заполнителя усложняется, когда зерно-
вой состав исходного материала требуется корректировать. Для
получения двух фракций песка в зависимости от границы разде-
ления может быть использован двухситовый грохот с брызгатель-
ными устройствами, вертикальный гидравлический классификатор,
либо гидроциклон в совместной работе со спиральным классифика-
тором. Наибольшую гибкость по регулированию процесса обогаще-
ния дают многокамерные гидравлические классификаторы, по-
зволяющие получать на одном аппарате несколько фракций песка.
Затем эти фракции должны быть смешаны в требуемых пропорциях,
для чего в технологических линиях по обогащению строительных
песков используют различное дополнительное оборудование.
На рис. 135 показана автоматическая гидроклассификационная
установка С-882, в которой использован гидравлический классифи-
катор С-692А. Установка разделяет исходный песок на четыре
фракции и удаляет в слив илистые и глинистые частицы, смешивает
полученные фракции в требуемых пропорциях и обезвоживает го-
товый продукт до влажности, позволяющей транспортировать его
на ленточных конвейерах.
Автоматическая разгрузка гидравлического классификатора 1,
позволяющая получать четыре фракции песка одинаковой конси-
стенции, дала возможность при смешении фракций применять объ-
емное дозирование. Для этого под классификатором устанавливается
шихтующее устройство, состоящее из двух рядов дозировочных
бункеров 3, работающих поочередно, распределительных механиз-
мов 2 и смесительной емкости 5.
На внешних вертикальных стенках дозировочных бункеров по
высоте имеются несколько отверстий для установки датчиков сиг-
14 Заказ 1376 209
нализатора уровня, фиксирующих определенный объем собираемого
продукта. Датчики на бункерах устанавливают так, чтобы обес-
печить пропорциональность объемов дозируемых гидросмесей за-
данным соотношениям соответствующих фракций в требуемой смеси.
Из камер классификатора отдельные фракции песка с помощью
распределительных механизмов 2 направляются в соответствующий;
бункер работающего ряда. При заполнении одного из бункеров'"
материалом до фиксируемого датчика уровня соответствующий рас-
пределительный механизм автоматичести пёреводит поворотную во-
ронку в среднее положение и затем направляет излишки заданной!
фракции по желобу 7 между бункерами в спиральный классифика-’
тор 9 для Обезвоживания. При наполнении пульпой следующего'
бункера до заданного уровня его поворотная воронка также пе-
реходит в среднее положение. После заполнения последнего бункера
работающего ряда, независимо от очередности их заполнения,
распределительные механизмы всех камер переводят воронки в сле-
дующее рабочее положение: на заполнение второго ряда дозиро-1
вечных бункеров. Начинается новый цикл. Одновременно откры-
ваются клапаны выпускных отверстий 4 заполненных бункеров и
гидропесчаная смесь поступает в смесительную емкость 5, где она’
перемешивается и равномерно направляется в спиральный класси-:
фикатор 8 для обезвоживания. 5
Процесс обогащения песка происходит автоматически и упра-
вляется с одного пульта, расположенного в кабине оператора.
Установка выдает два готовых продукта: песок требуемого зер-
нового состава и мытый песок произвольного зернового состава
(излишки по фракциям), влажностью от 14 до 18%.
Входящий в состав установки гидравлический классификатор
С-692А определяет производительность установки по исходному
материалу — 50 т/ч, максимальную крупность материала 5 мм и
удельный расход воды 4—6 м3/т.
§ 4. МАШИНЫ ДЛЯ ПРОМЫВКИ СТРОИТЕЛЬНЫХ
МАТЕРИАЛОВ
Для промывки строительных материалов применяют промывочные
машины трех типов: корытные, барабанные и вибрационные мойки.:
Корытная мойка (рис. 136) состоит из наклонной промывочной;
ванны 4 с двумя лопастными валами 3, вращающимися навстречу’
один другому, на которых по винтовой линии установлены лопает»
2, образующие прерывистую спираль. Лопасти служат для переме-;
шивания материала и транспортирования его из нижней загрузочной
части ванны к разгрузочному люку 6, находящемуся в верхней
части ванны. Угол наклона ванны к горизонту 7—12°.
Основной процесс промывки происходит в нижней части ванны,
заполненной водой,
подаваемой в
машину
вместе
материалом
Глинистая суспензия удаляется из нижней части ванны через ели!
ной порог 1, которым регулируется уровень воды в ванне. В верх
ней части ванны материал дополнительно ополаскивается водой и;
с
210
брызгальных устройств обезвоживается в результате естествен-
ного дренирования воды и удаляется через люк 6.
По конструкции корытные мойки различаются формой и разме-
рами промывочных ванн и лопастных валов, углом установки ло-
пастей, приводом и т. д.
Изготовленные в СССР корытные мойки К-12, К-14 имеют соот- .
ветственно производительность 100 и 150 т/ч, диаметр, описываемый
лопастями вала, 1200 и 1400 мм. У обеих моек длина ванн одинакова,
частота вращения лопастных валов может изменяться от 9,4 до '
15 об/мин.
Корытные мойки рекомендуется применять для промывки мате-
риала крупностью до 100 мм. Однако, как показывает практика,
если исходный материал содержит куски трудноразмываемой глины
размером более 20 мм или куски среднеразмываемой глины раз-
мером более 40 мм, то в корытных мойках такие куски полностью
не размываются и загрязняют готовый продукт. Поэтому в схемах
дробильно-сортировочных фабрик корытные мойки устанавливают,
как правило, на последних стадиях переработки сырья, после гро-
хочения, т. е. для промывки мелких товарных фракций щебня и
гравия.
Производительность корытных моек в кг/с обычно рассчитывают
по формуле, используемой для определения производительности
спиральных классификаторов, но с учетом поправочного коэффи-
циента (коэффициента возврата) на разрыв винтовой линии, обра-
зуемой лопастями вала;
Q = 0,25тфл£)2$пу, . (332)
где т — количество лопастных валов;
ф — коэффициент заполнения межлопастного пространства, при-
нимаемый равным 0,1—0,2;
D — диаметр окружности, описываемой лопастями, м;
s — шаг спирали, м;
п — частота вращения валов, об/с;
k — коэффициент возврата, принимаемый равным 0,4—0,6;
Барабанные мойки это установленные под некоторым углом к го-
ризонтали (до 7°) вращающиеся барабаны, внутри которых располо-
жены брызгальные устройства для орошения водой промываемого
материала. Поверхность барабана снабжена отверстиями для удале-
ния шлама. Чистый материал разгружается через нижний конец
Рис. 136. Корытная мойка
211
Рис. 137. Гравиемойка-сортировка
барабана. Такие машины в золотодобывающей промышленности
называются бутарами.
Если вращающийся барабан выполняет функции барабанного
грохота, т. е. предназначен для одновременной промывки и сорти-
рования материала на несколько фракций, то такие машины назы-
вают гравиемойками-сортировками (рис. 137).
Бутары и гравиемойки-сортировки предназначены для промывки
материалов, загрязненных легкопромываемыми примесями (землей,
илом и т. п.).
Машины, у которых барабан имеет сплошную неперфорированную <
поверхность, называются скрубберами. Скрубберы применяют для
промывки материалов, содержащих средне- и трудноразмываемые
включения. Если часть барабана имеет сплошную, а другая часть
перфорированную поверхность, то машина называется скруббер-
бутарой.
- Для среднепромываемых материалов применяют скрубберы отно-
сительно малых размеров: диаметром 1000—1500 мм и длиной до
3000 мм. Для промывки труднопромываемых материалов предназна-
чены мощные барабанные мойки — суперскрубберы. j
Суперскруббер (рис. 138) имеет барабан 1 диаметром до 4000 мм
и длиной до 10 000 мм. С внутренней стороны барабана на его стенке J
укреплены лопасти 2 и специальные ножи, которые дезинтегрируют |
глину и продвигают материал от загрузочного ковша к разгрузоч- |
ному. Вращение барабану передается от привода через венцовую 1
шестерню либо через ролики 5, или пневмоколеса (рис. 139), на кото- |
рых установлен барабан. Для увеличения эффекта дезинтеграции J
глинистых включений внутри барабана размещена подпорная коль- j
цевая диафрагма 3. i
212
Материал у барабанных моек малых размеров разгружается
с открытого торца барабана, а у моек больших размеров — с по-
мощью элеваторного колеса 4 (см. рис. 138), укрепленного на раз-
грузочном торце барабана.
Крупные барабанные мойки позволяют промывать материал круп-
ностью до 400 мм. Производительность их достигает 500 т/ч.
Производительность в кг/с промывочных машин, предназначен-
ных для промывки легкопромываемых материалов, обычно опреде-
Рис. 139. Барабан суперскруббера, установленный на пневматических
колесах
213
лйют по формуле, используемой для расчета производительности
барабанных грохотов, так как транспортирование материала оя
загрузочного • конца к разгрузочному обеспечивается в основной
некоторым углом наклона а барабана в сторону разгрузки Я
Q = ©tg2a]/^%3Y, (331
где © — угловая скорость, рад/с; .fl
R — радиус барабана, м; 1
h — толщина слоя материала, м; 1
у — насыпная масса материала, кг/м3. 'Я
Для скрубберов тяжелого типа, барабаны которых установленья
как правило, горизонтально и имеют принудительную разгрузкЦ
производительность определяется по опытным данным.
Мощность привода (кВт)
(G 9,5Gn)
(з;
3,3-ЮЗт] ’
где G — сила тяжести барабана, Н;
Go — сила тяжести материала с водой, Н;
— к. п. д. привода.
Промывочные машины вибрационного типа по назначению разде|
ляются на три основные группы: для легко-, средне- и труднопромм
ваемого материала. |
Простейшей вибромойкой для легкопромываемого материал!
является плоский виброгрохот с системой орошения, на котором
одновременно осуществляют промывку и сортирование материала^
Рис. 140. Вибромойка
214
Рис. 141. Вибромойка СМД-88
Для промывки среднепромываемых материалов применяют вибро-
мойки (рис.'140), рабочие ванны которых представляют собо’й две
параллельные трубы, перфорированные в нижней части для удале-
ния размытой глины. Ванны устанавливают горизонтально или с не-
большим углом наклона на пружинных амортизаторах, опирающихся
на неподвижную раму. Вибратор инерционного типа сообщает ван-
нам круговые поперечные колебания. В верхней зоне каждой ванны
установлены брызгальные устройства для орошения промываемого
материала водой. На разгрузочном конце ванны имеется порог,
создающий определенную толщину материала, способствующего
лучшей его промывке.
Для промывки труднопромываемых материалов ВНИИСтройдор-
маш разработал вибромойку СМД-88 (рис. 141). Машина имеет четыре
трубообразные ванны, которые попарно крестообразно связаны
4-мя траверсами. В центре траверс находятся подшипники, в которых
вращается эксцентриковый вал, сообщающий ваннам поперечные
круговые колебания. Так как эксцентрики каждой пары ванн обра-
зуют угол 180°, колеблющиеся массы машины уравновешиваются,
и динамические нагрузки на фундамент не передаются. Вибрирующие
ванны опираются на восемь пружинных опор, установленных на
неподвижной раме.
Материал загружается параллельными потоками в верхние
ванны, из которых он поступает по течкам в нижние ванны. В ваннах
установлены объемные решетки с продольными ребрами. Решетки
способствуют промывке материала в результате интенсивного ^пере-
мешивания его ребрами и предохраняют стенки ванны от изнаши-
вания. Вода на промывку подается непосредственно в бункера верх-
них ванн вместе с материалом.
Со стороны разгрузки нижние ванны имеют щели, образуемые
полукруглым ситом. На этом участке производятся ополаскивание
материала с помощью брызгал и обезвоживание мытого продукта.
На торцах нижних и верхних ванн установлены подпорные пороги
Для создания слоя материала.
215
Продвижению материала способствует небольшой угол наклона
ванн. Мощность на рабочем валу вибромоек для среднепромываемых
материалов (кВт)
AlW sin 2у
N ~ 2-103 (Go + G) (р2 —w2) ’ (335)
где /14д— дебалансный момент вибратора, кг-м;
со — угловая скорость вибратора, рад/с;
у — угол сдвига фаз между направлением силы и перемеще-
нием рабочих органов, вызываемый всеми видами сопро-
тивлений; у = 6-5-7°; ,
Go — масса вибратора, кг;
G — масса подвижной части машин (с материалом), кг; J
р — собственная частота колебаний подвижной части, 1/с, соот-
ветствующая 1,2—2 Гц.
Вибромойка СМД-88 является эффективной машиной и может'
успешно применяться для отмыва труднопромываемых материалов..
Техническая характеристика вибромойки СМД-88
Производительность, ч ..........................До 60
Длина ванн, мм .................................. 3000
Диаметр ванн, мм ................................. 800 '
Частота вращения эксцентрикового вала, об/мин..... 750
Эксцентриситет, мм................................. 8
Установленная мощность электродвигателей, кВт .... 44
Масса машины, т................................... 8,5
§ 5. МАШИНЫ ДЛЯ ОБОГАЩЕНИЯ
Из-за большого содержания слабых зерен щебень и гравий многих
месторождений не могут быть использованы в качестве заполнителей
для бетона без предварительного обогащения. В большинстве случаев
с увеличением плотности зерен возрастает его прочность, значит,
разделив смесь зерен по плотности, можно повысить прочностнуй
марку заполнителя бетона. j
К наиболее совершенным методам отделения прочного гравия й
щебня от слабых зерен следует отнести метод обогащения в тяжелых
суспензиях.
Суспензии представляют собой взвеси тонкоизмельченных частигС
(суспензоида) в воде. В качестве суспензоида применяют достаточно
тяжелые и обладающие магнитными свойствами вещества: магнетит
(плотность 4,5—5,2 г/см3) и ферросилиций (плотность 6,4—7,0 г/см3).
Суспензии обладают многими свойствами тяжелых жидкостей.
При погружении в тяжелую суспензию куски щебня и гравия,
имеющие плотность более высокую, чем плотность суспензии, тонут
в ней, а куски, имеющие меньшую плотность, наоборот, всплывают.
Обогащение в тяжелых суспензиях производят в суспензионные
сепараторах. По конструктивному исполнению различают сепара;
торы с вращающейся ванной, с неподвижной ванной и комбиниро;
ванные.
Рис. 142. Сепаратор с вращающейся ванной
Сепаратор с вращающейся ванной изображен на рис. 142. Мате-
риал подается в ванну 2 при помощи загрузочного лотка 1 через
отверстие в передней торцовой стенке. На внутренней поверхности
ванны закреплены лопасти 3, которые при вращении ванны подни-
мают потонувший тяжелый продукт и направляют его в верхний
желоб 5. Лопасти перфорированы, поэтому с продуктом уходит не-
значительная часть суспензии. Всплывший (легкий) продукт разгру-
жается через отверстие в задней торцовой стенке 4 ванны.
В сепараторе с неподвижной ванной (рис. 143) тяжелый продукт
разгружается из ванны 1 наклонным элеваторным колесом 2 с перфо-
рированными лопастями. Для удаления легкого продукта служит
гребковый механизм 3 со свободно подвешенными цепями. Благодаря
этому количество суспензии, удаляемой из ванны вместе с мате-
риалом, значительно меньше, чем в сепараторах с вращающейся
ванной.
На рис. 144 изображен комбинированный сепаратор фирмы Теска.
В неподвижной ванне 4, заполненной суспензией, вращается перфо-
217
Рис. 143. Сепаратор с неподвижной ванной
рированный барабан 3, снабженный элеваторными лопастями. По-
следние поднимают со дна оседающий продукт и сбрасывают его
в разгрузочную течку. Внутри барабана имеются ограничительные
пластины 5, являющиеся частью неподвижной ванны и предотвра-
щающие всплески и возмущающие потоки суспензии. Легкий про-
дукт разгружается гребковым механизмом 2 в течку 1.
Описанные машины относятся к сепараторам гравитационного
действия, в которых тяжелый продукт оседает на дно ванны под
действием силы тяжести.
Резко повышается эффективность обогащения на магнетитовой
суспензии при использовании центробежного способа сепарации.
В этом случае в качестве суспензионного сепаратора используют
гидроциклон, в который подают под небольшим давлением (до 1 ат)
смесь магнетитовой суспензии и разнопрочного материала. Под воз-
действием центробежных сил частицы суспензоида концентрируются
ближе к стенке гидроциклона, вследствие чего суспензия как бы
уплотняется и разделение материала идет по большему значению
граничной плотности, чем в обычных сепараторах гравитационного
действия. Более плотные куски материала, преодолевая сопротивле-
ние суспензии, движутся к стенке гидроциклона и удаляются череЗ;
песковую насадку, а менее плотные куски оттесняются суспензией
к центру и удаляются через сливной патрубок.
В целом процесс сепарации в гидроциклоне протекает во много
раз быстрее, чем в сепараторах гравитационного действия.
В суспензионную установку кроме сепараторов входят и другие
аппараты, предназначенные для непрерывного - приготовления и
регенерации (восстановления) суспензии.
На рис. 145 изображена суспензионная установка. В баке 4
с помощью механических или пневматических перемешивающих
устройств приготовляется суспензия требуемой плотности и непре-
рывно подается в суспензионный сепаратор 6. В сепаратор посту-
пает также промытый на грохоте 5 обогащенный материал (щебень
218
Рис. 144. Комбинированный сепаратор фирмы Теска
или гравий), который после сепарации направляется соответственно
на грохоты 7 и 8 для тяжелого и легкого продуктов.
Суспензия, захваченная из сепаратора вместе с материалом,
отделяется на передних участках грохотов 7 и 8 и насосом возвра-
щается обратно в бак 4. На этих же грохотах частицы суспензоида
смываются водой, поступающей из брызгальных устройств, с кусков
щебня и гравия и перекачиваются насосом в сгустительный конус
(или магнитный дешламатор) 1. Осветленная в конусе вода, как пра-
вило, направляется снова на брызгальные устройства грохотов 7 и 8,
а сгущенный суспензоид поступает в магнитный сепаратор 2 для
Рис. 145. Суспензион-
ная установка
219
Загрузка
6'
Рис. 146. Барабанная машина
для разделения материала по
прочности
отделения магнетита или ферросилит
ция от немагнитных шламов, образую--
щихся при истирании щебня и гравия.'
Обогащенный суспензоид пропускают*
через размагничивающую катушку 3
направляют в бак 4. Размагничиваний
суспензоида является необходимой опеЯ
рацией, так как по выходе из мелкой
ситного сепаратора, частицы намагни
чены и поэтому слипаются в крупньин
агрегаты (происходит магнитная коагв
ЛЯЦИЯ). Л
Существуют и другие способы обЯ
гащения щебня и гравия по прочим
сти, например, при помощи отсадои
ных машин или машин, использующим
упругие свойства материалов. ОтсадоЯ
ные машины при разделении по проЯ
ности материалов с малой разницей
по плотностям не дают удовлетворительных результатов, поэтому т
нерудной промышленности не получили широкого распространений
Метод разделения по упругим свойствам основан на следующей
принципе. Рабочий орган машины представляет собой гладкий бара
бан, вращающийся с определенной скоростью. На поверхности
барабана с высоты, оптимальной для каждого конкретного материала
падает, щебень или гравий. Прочные зерна при ударе о поверхности
отскакивают и падают по одну сторону барабана, а зерна с меньше!
упругостью и большим коэффициентом трения (слабые разнос™
увлекаются поверхностью барабана и падают по другую сторону erd
Разделение зерен происходит по всей длине барабана при условинй
если материал падает монослоем. СоюзДорНИИ разработал конструй
цию двухбарабанной машины, действующей по такому принцип!
(рис. 146). Материал подается в лоток /.шоложение которого относи
тельно оси барабана может регулироваться. Барабан 2 разделяй
материал на отходы и обогащенный продукт. Отходы поступают ш
конвейер 7 и отводятся, обогащенный продукт поступает в лоток Л
положение которого также может регулироваться. Далее материя
поступает на барабан 4, где разделяется на первый и второй сорт!
затем отводится на склад конвейерами 5 и 6. Я
Йрг Описанный способ обогащения менее эффективен, чем способ обЯ
гащения с помощью отсадочных машин и особенно обогащения в тя
желых суспензиях, но конструктивно проще. Ц
§ 6. МЕТАЛЛОУЛАВЛИВАЮЩИЕ УСТРОЙСТВА |
Для удаления металлических предметов, случайно попавших в го|
ную массу, применяют различные электромагнитные сепаратои
(электромагнитные шкивы, подвесные электромагниты), устанавл!
ваемые над конвейерами. J
220
Рис. 147. Электромагнитный шкив
Как правило, электромагнитным шкивом (рис. 147) служит бара-
бан ленточного транспортера. Магнитная система сепаратора пред-
ставляет собой стальную отливку 4, насаженную на вал 2 и имеющую
кольцевые пазы, в которые заложены электромагнитные катушки 3.
Сверху пазы закрыты кольцами 5 из латуни. Концы проводов от ка-
тушек через отверстие внутри вала выводятся к контактной коробке 1
и через щетки и кольца соединяются с питающими проводами. При
включении сепаратора в электросеть постоянного тока в нем возни-
кает магнитное поле. Немагнитный материал свободно сходит
с ленты, а магнитный притягивается к ленте и поступает в специаль-
ный бункер.
Сепаратор барабанного типа (рис. 148) отличается от шкивного
тем, что магнитная система неподвижна. Материал подается лотко-
вым питателем 1 на вращающийся латунный барабан 2 с помещенной
внутри’него магнцтной'системой 3. Немагнитный материал свободно
направляется в лоток 4. Магнитный материал притягивается к по-
верхности барабана и при выходе из зоны действия магнита разгру-
жается в лоток 5.
221
Рис. 149. Переносной электромагнитный сепаратор
потока материала вместе с
Рис. 150. Электромагнитный фильтр-
сепаратор
Подвесные устройства для удаления металла представляют собой!
обычные‘электромагниты, устанавливаемые над конвейерной лентой. 1
Однако удаление металла из потока материала с помощью электро-$
магнитов не всегда возможно по следующим причинам: сила электро-|
магнита может’ оказаться недостаточной для извлечения крупных!
металлических предметов, в материале могут содержаться немагнит-1
ные металлы. Надежная защита дробилок обеспечивается при ис-1
пользовании металлоискателей в комплексе с механическими сбра-'
сывающими устройствами, работающими по принципу отсечения
металлическими предметами.
Металлоулавливатель представ-'
ляет собой индукционную катушку,
охватывающую рабочую ветвь кон-
.вейерной ленты. При прохождении
металлического предмета сквозь ка-
тушку в ней возбуждается 'э. д. с.,:
которая включает соответственно
останов ленты или механическое уст-г
ройство, сбрасывающее материал с;
ленты. |
Переносные электромагнитные се*]
параторы применяют для очистки сусЗ
пензий, в частности каолиновых, о®
слабомагнитных веществ, напримей
от окислов железа. В’металлической
корпусе/такого сепаратора (рис. 149|
имеются пазы, в которых помещены!
катушки 2. При включении электрсй
магнита в сеть постоянного тока жё|
лезные планки 5 намагничиваются!
Пульпа, подаваемая через воронку ®
и затем проходящая через системен
намагниченных планок, очищается.^
222
По мере накопления металла коробку 5 из ящика выдвигают и
очищают.
Электромагнитный фильтр-сепаратор (рис. 150) устроен так.
В корпусе 6 монтируются катушки 3 электромагнита. Внутрь кор-
пуса вставлена приемная воронка 1, оканчивающаяся трубой.
Между внутренней частью корпуса и трубой размещается пакет
решеток 5. Пульпа, заливаемая в воронку 1, поступает в зону реше-
ток. На этом участке катушка 3 создает магнитное поле, и металли-
ческие примеси оседают на решетках, а очищенная пульпа (шликер)
отводится из аппарата через сливной лоток 2.
Для периодической очистки решеток от металла прекращают
подачу пульпы и выключают ток, затем открывают спускной кран 4
и промывают решетки струей воды. Производительность фильтров-
сепараторов 5—60 л/мин.
Глава 5. ДРОБИЛЬНО-СОРТИРОВОЧНЫЕ ЗАВОДЫ
§ 1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
В зависимости от характера производства и вида выпускаемой про-
дукции предприятия промышленности нерудных строительных ма-
териалов именуют щебеночными, гравийно-песчаными и песчаными
заводами. Заводы сооружают у месторождений нерудного сырья
преимущественно вблизи транспортных коммуникаций (железнодо-
рожных и водных путей сообщения) при том условии, что по данным
геологической разведки запас сырья обеспечивает работу завода
заданной мощности минимум 25 лет. В некоторых случаях, особенно
при дорожном строительстве, становится эффективным использова-
ние местных нерудных материалов, добываемых на временных (при-
трассовых) карьерах малой мощности. Такие разработки осуще-
ствляют с помощью передвижных дробильно-сортировочных уста-
новок.
§ 2. ОСНОВНЫЕ СХЕМЫ ЗАВОДОВ.
ОСОБЕННОСТИ ВЫБОРА МАШИН
ДЛЯ ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПРОЦЕССОВ
На дробильно-сортировочном заводе материал измельчается, как
правило, в несколько стадий с применением различных дробильных
машин, которые выбирают с учетом физико-механических свойств
исходного материала (горной массы). Число стадий дробления назна-
чают исходя из требуемой степени дробления. Так, если в исходной
горной массе содержатся куски размером до 1200 мм, а в готовом
продукте должен содержаться щебень максимальной крупности до
40 мм, то общая степень дробления 1общ = 1200/40 = 30.
223
Степень Дроблений, которую можно получить на одной машине,
для большинства дробильного оборудования составляет 3—7. Чтобы
получить 1об1Ц ~ 30, нужно применить несколько стадий дробления,
например: щ = 3, t2 = 3, i3 = 4, тогда 1о6щ = iii^a = 3-3-4 = 36,
т. е. нужно применить три стадии дробления.
Повышение стадий дробления приводит к возрастанию капиталь-
ных затрат на строительство заводов, к увеличению переизмельче-
ния материала, к удорожанию готового продукта. Поэтому при
выборе схемы переработки следует выбирать минимальное коли-
чество стадий дробления. Вместе с тем в некоторых случаях только
применение многостадийных схем (4- и 5-стадийных) обеспечивает
получение готового продукта в необходимом объеме и высокого
качества.
Предприятия нерудных строительных материалов представляют
собой сложный комплекс различных служб и для их сооружения и
эксплуатации требуются разнообразные машины и оборудование.
Чтобы полученную в карьере породу (горную массу) превра-
тить в строительный материал высокого качества, требуется вы-
полнить сложный технологический процесс, включающий дробле-
ние, сортирование, мойку, обезвоживание, причем как вид про-
цесса, так и оборудование для его осуществления назначают исходя
из характеристики исходной породы, требований к готовому продукту
и заданной производительности предприятия. После приготовления
готовый продукт складируют, а затем отгружают потребителю.
Перечисленные виды работ требуют большого количества разно-
образных машин, причем эти машины должны работать в едином
комплексе, обеспечивающем правильную взаимосвязь между ма-
шинами и позволяющем наиболее полно механизировать и автомати-
зировать технологический процесс.
Правильно выбранное оборудование позволяет получить высоко-
качественную продукцию при минимальных материальных затратах,
т. е. в конечном счете позволяет значительно снизить стоимость
готовой продукции.
Принципиальная (упрощенная) схема З-стадийцого процесса
переработки горных пород на дробильно-сортировочном заводе
показана на рис. 151. Исходная горная масса поступает в бункер 1
и питателем 2 подается на предварительное сортирование, которое
производится на тяжелых колосниковых грохотах 3. Предваритель-
ное сортирование предназначено для отбора из исходной горной»
массы материала, не требующего дробления в машинах первой, ста-
дии дробления. В зависимости от степени загрязнения нижний про-
дукт может быть направлен на дальнейшее дробление или исключен из
процесса переработки (направлен в отход).
Верхний продукт поступает в дробилку 4 первичного (крупного)
дробления, где размер отдельных кусков уменьшается до крупности
(125—250 мм), обеспечивающей нормальную работу дробилок по-;
следующей стадии. ч
В нерудной промышленности для первичного дробления пороД(
высокой прочности и абразивности применяют щековые дробилки,j
224 J
Рис. 151. Принципиальная схема 3-стадийного процесса переработки горных
пород
для дробления малоабразивных пород средней прочности — ротор-
ные дробилки. Нижний продукт после предварительного сортирова-
ния и материал, прошедший первую стадию дробления, подают на
грохот 5 для промежуточного сортирования, назначение которого —
исключить из потока материала продукт, не требующий переработки
в машине 6 второй стадии дробления. Благодаря этому снижается
нагрузка на дробилку вторичного (среднего) дробления и уменьшается
переизмельчение материала. На этой стадии происходит дальнейшее
уменьшение размеров кусков породы (до 40—125 мм). В зависимости
от требуемой крупности, производительности и вида породы на этой
стадии дробления устанавливают одну или несколько дробилок для
среднего дробления. При этом для переработки пород высокой проч-
ности и абразивности используют щековые и конусные дробилки, для
малоабразивных пород средней прочности — роторные и молотковые
дробилки.
Нижний продукт первого грохота для промежуточного сортиро-
вания 5 и продукт, прошедший дробилку 6 второй стадии дробления,
поступают на второй грохот 7 для промежуточного сортирования.
Дробилка 8 для мелкого дробления, установленная на третьей
стадии, перерабатывает материал, полученный на предыдущих
стадиях, до товарного размера (в данном случае до 40 мм). Для
этой цели в зависимости от вида горной породы применяют конус-
ные, молотковые и роторные дробилки для мелкого дробления.
После дробилки третьей стадии материал поступает на грохот 9
поверочного (контрольного) грохочения. На этом грохоте верхнее
сито устанавливается на максимальный размер фракции готового
продукта. С этого сита верхний продукт, т. е. зерна породы крупнее
максимально-заданного размера (больше 40 мм) возвращаются в дро-
билку третьей стадии. Этим осуществляется замкнутый цикл дробле-
ния. Применение замкнутого цикла повышает производительность
дробилок последней стадии (на 25—30%), так как допускает их
работу с более широкими выходными щелями. Кроме того, замкнутый
15 Заказ 1376 2 25
цикл позволяет более точно выдерживать требования по допусти-
мому закрупнению готового продукта.
На грохоте поверочного грохочения производится также выде-
ление [0—5 (3) мм]. Средний класс с этого грохота [т. е. 5 (3) —
40 мм ] направляется на грохот 10 для окончательного сортирования,
на котором готовый продукт разделяется на товарные фракции
[5 (3) — 10; 10—20; 20—40 мм]. ’
Для промежуточного и окончательного сортирования применяют
плоские вибрационные грохоты инерционного и эксцентрикового
типов. С грохотов для окончательного сортирования материал по-
ступает на склады готовой продукции.
Показанная на рис. 151 технологическая схема получения щебня
несколько упрощена, однако, если переработке подлежат породы
высокой прочности и абразивности (граниты, базальты, диабазы),
как правило, мало загрязненные или совсем не загрязненные глиной
и другими включениями, то выбирают именно рассмотренную трех-
стадийную схему с замкнутым циклом на третьей стадии и с указан-
ным набором оборудования.
Если же переработке подлежит горная масса, весьма различной
прочности, содержащей слабые включения, глину и т. п., что харак-
терно для пород малоабразивных средней прочности (известняков),
то технология получения щебня высокого качества значительно
осложняется. Допустим, что исходная горная масса содержит по-
роды прочностью от 1000 до 15 000 Н/см2, 20% слабых разностей
и 10—12% легко- и среднеразмываемых глин. Для переработки
такого исходного материала может быть рекомендована технологи-
ческая схема, изображенная на рис. 152. Схема предусматривает
получение двух сортов щебня по прочности путем избирательного
дробления в дробилках ударного действия с последовательным
исключением из переработки слабых разностей-в виде отходов.
Исходная горная масса поступает на предварительное грохо-
чение на колосниковый грохот, где разделяется на два потока:
«грязный» или «слабый» (подрешетный продукт крупностью 0—
200 мм) и «чистый» или «прочный» (надрешетный продукт крупностью
+200 мм), поступающий в дробилку первой стадии. При разделении
потока на «грязный» и «чистый» исходят из предположения, что при
карьерной добыче слабые разности, глина и породы менее прочные
разрушаются на более мелкие куски, чем прочные породы. На схеме
видно, что далее эти потоки перерабатываются отдельно и лишь в са-;
мом конце процесса фракции 0—5 мм смешиваются и поступают
на классификацию для получения песка.
Грязный поток поступает на глиноотборник, где отбирается
крупнокомковая глина, после этого поток поступает на грохочение
и фракция 0—40 мм (или 0—80 мм) направляется в отходы. На гро-
хочении после первичного дробления чистого потока фракция 0—
20 мм также отводится в отходы, в результате чего чистый поток
дополнительно очищается. Далее оба потока раздельно поступают
на вторичное дробление в дробилки ударного действия. Затем сле-
дует грохочение и третья стадия дробления, после чего промывка ,
226
Исходное сырье
О- 1000(700) мм
Предварительное грохочение
0-200(150)мм\
Глиноотбойник
0-200(150)mkT\o-2DO(i50)mm
Предварительное
грохочение
О- ЧОмед
Отходы б отдал
+200(150)мм
I дробление
Дробилка ударного
действия
О-300мм
Ь0-200(150)мм
Предвари тельное грохочение
20-70(100)мм 0-20мм
II дробление —
Дробилка ударно
го действия |
\0-120мм
. Грохочение
Технологическая
бода
+70(100)мм
j—I—j II дробление
Дробилка удар-
{- нога дейстбия
О-120 мм.
Грохочение
о-ю(го)мх
О-10мм
.0-20мм
0~25мм
0-80мм
+ 10мм
+20мм
+70мм
+70мм
10-20ММ
20- ♦ Омм
25-70мм
80-120мм
Отходы на склас
д отбил или б I
утилизацию
-----7 На склад
г 1 \ ---------1
Предба^ительноетхте^ие \ 'Предварительное грохочен^ е
+20м\ 0-20мм[1[ \\ 10-20мм
г-1—i/Я дробление}** —'—Jlldpt
Дробилка Промывку \Промыбка Дробь
1“^ КМЛ I I I. rV“ „ ""I КМ.
| ]о-20мм1 i ГД-20мм
u Жа т
Сортиробание । 1 Сортирование |
Сортирование
^0-20мм^-10мм
Обезбоживание
ю-го\0~5м\5-10мм\
, мм .—1—
0-5м!
1П дробление
Дробилка.
КМД
=—=аЛ-5е=г=
----™ ММ
Щебень марки 200 „ Щебень повышенной
или 300 - едение
0-5мм ||
Классификация
ОД-5мм! 0-0,1U
} Песок мм
прочности
О-15мм
Слаб б хбостохранилище
Рис. 152. Технологическая схема переработки малоабразивных горных
пород, содержащих загрязняющие примеси ,
15*
Рис. 153. Зависимость суммарного выхода верхнего класса в % от крупности
в долях ширины разгрузочной щели щековых и конусных дробилок
(как правило, в корытных мойках), сортирование с промывкой (опо-
ласкивание) на грохотах и обезвоживание также на грохотах. В ре-
зультате получается щебень для низкомарочного бетона и щебень
повышенной прочности фракций 5—10 и 10—20 мм, а также фракция
0—5 мм, которая дополнительно промывается и классифицируется s
на песчаные фракции в гидравлических классификаторах. !
Чтобы определить, какое количество перерабатываемого мате-
риала и какой крупности проходит через операции технологического
процесса, а значит, получить возможность выбрать соответствующее
оборудование, необходимо рассчитать качественно-количественную
схему процесса. Схему, изображенную на рис. 152, можно считать
качественной схемой, так как на ней показана лишь крупность ма-
териала после каждой отдельной операции.
Для расчета качественно-количественной схемы, необходимо
знать характеристики крупности исходной горной массы, а также
характеристики дробленого продукта после каждой стадии дробле-
ния. Для точного расчета схем эти данные определяются опытным
путем для каждого конкретного месторождения. Для приближенного >
расчета можно пользоваться типовыми кривыми гранулометриче- {
ского состава исходной горной массы и продуктов дробления различ- >
ных дробилок (рис. 153, 154). На рис. 153 показаны кривые грануло- |
метрического состава для щековых дробилок (рис. 153, а) и конусных |
дробилок крупного дробления (рис. 153, б). На рис. 154 изображены |
кривые гранулометрического состава для конусных дробилок сред- .1
него (рис. 154, а) и мелкого (рис. 154, б) дробления. На рис. 153, 154 I
кривые 1, 2, 3 характеризуют гранулометрический состав соответ- |
ственно для прочных, средней прочности и слабых горных пород. 1
Для расчета и выбора оборудования технологической линии Я
«Нормы технологического проектирования» рекомендуют следующую 1
формулу для определения максимальной часовой нагрузки на обо- • я
рудовании (м/ч): т!
<2^=-^-, (336)1
228
Рис. 154. Зависимость суммарного выхода верхнего класса в % от крупности в до-
лях ширины разгрузочной щели конусных дробилок среднего и мелкого дробления
где Qr — производительность завода по готовой продукции,
м3/год;
у — выход материала, поступающего на оборудование, от
исходной горной массы в долях единицы (определяется
расчетом качественно-количественной схемы);
6, — средняя насыпная масса соответственно готовой про-
дукции и материала, поступающего на данное оборудо-
вание; для прочных пород насыпная масса исходной
горной породы равна 1,8;
Ка — коэффициент неравномерности подачи горной массы;
для щебеночных заводов /<|( = 1,1; для гравийно-
песчаных и песчаных заводов Кн = 1,25;
Т — годовой фонд чистого времени работы оборудования
(при двухсменной работе Т = 3750 ч, при трехсменной
Т = 5300 ч);
71 — выход готовой продукции от горной массы в долях
единицы (определяется расчетом качественно-количе-
ственной схемы).
Для переработки высокопрочных и абразивных горных пород
рекомендуется применять дробильное оборудование в зависимости
от мощности завода (табл. 25). Дробильное оборудование для пер.е-
Таблица 25
Рекомендуемое оборудование для дробления высокопрочных
и абразивных пород на различных стадиях
Годовая произво- дитель- ность, тыс. мв Первая стадия Вторая стадия Третья стадия
Щековая дробилка Ко- личе- ство Конусная дробилка Ко- личе- ство Конусная дробилка Ко- личе- ство
400 900Х 1200Х 130 1 КСД 1750 1 КМД 1750 1—2
600 1200X1500X150 1 КСД 2200 1 КМД 2200 1—2
1200 1200Х 1500Х 150 2 КСД 2200 2 КМД 2200 2—4
2400 1500X2100X180 2 КСД 2200 4 КМД 2200 4—6
229
работки известняковых и гравийно-валунных материалов может
быть выбрано по Нормам технологического проектирования, состав-
ленным ГИПРОНИНерудом.
§ 3. ПЕРЕДВИЖНЫЕ ДРОБИЛЬНО-СОРТИРОВОЧНЫЕ
УСТАНОВКИ
В практике транспортного, сельскохозяйственного и некоторых
других видов , строительства широко применяют передвижные дро-
бильно-сортировочные установки (ПДСУ). Это позволяет значительно
снизить стоимость строительных работ в результате использования
местных строительных материалов из месторождений малой мощ-
ности и кратковременного действия, на которых нерентабельно
создавать стационарные заводы. Например, при строительстве авто-
мобильных дорог с асфальто- или цементобетонным покрытием стои-
мость каменных материалов составляет 50—70% от стоимости всей
дорожной одежды. Разработка притрассовых карьеров с использо-
ванием ПДСУ позволяет снизить эти расходы в 1,8—2 раза в ре-
зультате снижения затрат на транспортирование.
Отечественная промышленность выпускает ПДСУ следующей
производительности: малой (до 10 т/ч); средней (до 50 т/ч); большой
(свыше 50 т/ч).
На рис. 155 изображена схема передвижной дробильно-сортиро-
вочной установки СМ-739/740 средней производительности, обеспе-
чивающей производительность 25 т/ч при выдаче трех фракций
щебня крупностью до 25 мм. Установка состоит из двух агрегатов:
агрегата СМ-739 для первичного дробления (рис. 155, 7) и агрегата
СМ-740 для вторичного дробления и сортирования (рис. 155, II).,
На агрегате первичного дробления установлена щековая дро-
билка СМ-741 со сложным движением щеки и приемным отверстием
размером 400X900 мм, что определяет возможную максимальную
крупность кусков в исходной горной массе, равную 340 мм.
Исходная горная масса с кусками до указанной крупности
загружается экскаватором, погрузчиком или автотранспортом
в приемный бункер 1 агрегата и далее пластинчатым питателем 2
размером 600 х 3000 мм подается на наклонную колосниковую ре-
шетку 3. Материал, не требующий дробления, попадает в лоток,
а оттуда на отводящий транспортер 5. Крупный материал подается
в дробилку 4, дробленый продукт попадает также на транспортер 5.
Выходная щель дробилки устанавливается так, чтобы максималь-
ные куски материала после первичного дробления не превышали
60 мм.
С транспортера 5 материал попадает в воронку 6 агрегата СМ-740
для вторичного дробления (рис. 155, 77), далее по транспортеру 7
поступает на самобалансный виброгрохот 8 марки СМ-742, где рас-
сеивается на фракции, которые поступают в соответствующие бун-
кера 9. Надрешетный продукт верхнего яруса направляется в конус-
ную дробилку 10 марки СМ-561, после которой попадает на транспор-
230
тер 11 и далее снова на транспортер 7 и грохот 8. Так осуществляется
замкнутый цикл дробления.
Из бункеров фракции щебня направляются специальными транс-
портерами на склад готовой продукции-или в автотранспорт.
Оборудование агрегатов смонтировано на рамах. Последние
устанавливаются на переднюю одноосную и заднюю двухосную
тележки с пневматическими колесами. Передняя тележка имеет по-
воротную опору с прицепным устройством для присоединения к тя-
гачу. На ступицах задних колес имеются тормоза, которые приво-
дятся в действие системой рычагов, связанных с ручным тормозом
тягача. При наезде агрегата на приторможенный тягач (например,
на спуске) включается система тормозов и колеса агрегата заторма-
живаются, а при натяжении дышла автоматически растормажи-
ваются. Такая конструкция ходовой части позволяет транспортиро-
вать агрегаты по автомобильным дорогам со скоростью 25 км/ч.
Во время эксплуатации установки агрегаты опираются на винто-
вые домкраты. Однако, как показала практика, при длительной
эксплуатации на одном месте целесообразно ходовую часть демонти-
ровать и установить рамы агрегатов на шпальные клетки или бетон-
ный фундамент.
Рис. 155. Схема передвижной дробильно-сортировочной установки СМ-739/740
средней производительности
Каждая машина агрегатов снабжена электродвигателем. Всего
в установке СМ-739/740 восемь электродвигателей. Пускорегули-
рующая аппаратура расположена в двух шкафах, которые крепятся
при транспортировании к рамам агрегатов. Малогабаритные пере-
носные пульты управления можно устанавливать в универсальной
кабине управления или в другом месте, удобном для обслуживания
(на расстоянии до 20 м от установки).
Установку можно комплектовать дизель-генераторной станцией,
позволяющей эксплуатировать ПДСУ в районах, удаленных от ли-
ний электропередач.
Установки средней производительности являются узкоспециали-
зированными, так как они работают в одном заранее заданном ре-
жиме и их трудно использовать при различных требованиях к гото-
вому продукту.
Требования к более полной механизации процессов переработки
горных пород при строительстве привели к созданию ПДСУ большой
производительности, более мобильных, допускающих применение
экскаваторов для погрузки.
В отличие от установок, в которых оборудование монтируется
на одном или двух агрегатах, производящих несколько технологи-
ческих операций, комплект ПДСУ большой производительности
состоит из самостоятельных унифицированных агрегатов, выпол-
няющих только одну технологическую операцию. Поэтому агрегаты
ПДСУ большой производительности можно использовать как раз-
дельно, так и в различных сочетаниях в зависимости от конкретных
горно-геологических условий и требований к товарному щебню.
В качестве рабочего оборудования ПДСУ большой производитель-
ности используют серийно изготовляемые дробилки и грохоты.
Для переработки высокопрочных изверженных горных пород,
а также гравийно-песчаных смесей применяют щековые и конусные
дробилки, а для малоабразивных осадочных горных пород — ро-
торные дробилки. Агрегаты монтируют на рамах, снабженных
пневмоколесным ходом. Привод машин осуществляется от индиви- 1
дуальных электродвигателей. Комплект ПДСУ большой произво- <
дйтельности состоит из 11 основных агрегатов, из которых могут J
составляться 12 различных технологических схем в зависимости ;
от конкретных требований. Основные технические данные агрегатов
приведены в табл. 26—29.
На рис. 156 показаны основные варианты компоновки техноло- ;
гических схем ПДСУ. Схема, изображенная на рис. 156, а, предна- |
значена для приготовления щебня крупностью до 40 мм из абразив- >
ных пород высокой прочности (до 300—350 МН/м2). Схема предусма- 1
тривает трехстадийное дробление с замкнутым циклом на второй J
и третьей стадиях. Исходный материал поступает в бункер пере- |
движного пластинчатого питателя 1 марки С-885 и далее направ- |
ляется в агрегат первичного дробления 2 марки СМД-83 со щеко- 1
вой дробилкой, размер загрузочного отверстия которой 600x900 мм. |
Раздробленный материал поступает на транспортер ЗТширинойЧ
ленты 800 мм, которым направляется на агрегат 5 марки С-906 с гро- я
232
Таблица 26
Характеристика агрегатов питания ПДСУ большой производительности
Марка агрегата питания Использование Производитель- ность, м®/ч Ширина полот- на, мм Ширина лотка, мм Скорость дви- жения полотна, м/с Ход лотка, мм Число качаний лотка в минуту Габаритные раз- меры (длина, ши- рина, высота), мм Масса,
С-885 с пластин- чатым питателем При пере- работке скальной породы 70; 135; 105; 210 1000 — 0,051; 0,077; 0,107; 0,155 — — 10 650 3 570 5 000 19,8
С-1025 с лотковым питателем При пере- работке гравийно- песчаных пород 100- -200 900 100—200 60 4 600 3 200 4 400 5,2
Таблица 27
Характеристика агрегатов для дробления ПДСУ большой производительности
Марка агрегата Использование Производитель- ность, м3/ч Размер загрузочно- го отверстия, мм । Максимальный ку- I сок питания, мм Мощность, кВт Габаритные разме- ры (длина, шири- на, высота), мм И сГ и а S
СМД-83 с щековой дробилкой СМ-16Д Крупное дро- бление при переработке скальных пород На щели 75 мм — 36 На щели 100 мм — 52 600Х 900 510 75 8850 3300 3910 27,8
С-905 с ще- ковой дро- билкой СМ-166А Среднее дроб- ление при пе- реработке скальных и гра- вийно-песчаных пород На щели 40 мм — 30 На щели 75 мм — 60 250Х 900 210 75 7300 3420 5060 16,3
С-985 с ро- торной дро- билкой СМД-86 Крупное дроб- ление при пере- - работке оса- дочных мало- абразивных пород 100 1000 600 100 8265 3920 4700 25,4
С-986 с ро- торной дро- билкой СМД-85 Среднее и мел- кое дробление при переработке осадочных мало- абразивных пород 50 630 380 40 5410 2650 3880 13
С-987 с ко- нусной дро- билкой СМ-560А Мелкое дробле- ние при пере- работке скаль- ных и гравий- но-песчаных пород На щели 15 мм — 36 На щели 50 мм — 62 Диаметр ос- нования дробящего конуса 900 мм 120 57,8 8200 2800 3300 17,7
233
Таблица 28
Характеристика агрегатов для сортирования ПДСУ большой
производительности
Марка агрегата Размер сит, мм Размер отверстий сит, мм Максимальный ку- сок исходного ма- териала, мм Установочная мощ- ность, кВт Габаритные разме- ! ры (длина, шири- на, высота), мм Масса, т
С-906 для промежу- точного сортирова- ния 1500X 3750 Верхнего 75X75 Нижнего 42X42 150 17 7200 3300 3500 10,2
С-906 для оконча- тельного сортирова- ния 1500X3750 Верхнего 26X 26 Нижнего 5X20 150 17 7200 3300 3500 10,2
Таблица 29
Характеристика передвижных секционных конвейеров ПДСУ большой
производительности
Марка конвейера у Производи- тельность, м3/ч Ширина ленты, мм Расстояние между цент- рами бара- банов, мм Мощ- ность, кВт Габаритные размеры (длина, ширина, высота), мм Масса, т
С-989 250 800 15 000 13 16 600 2 950 6 150 4,8
С-988 165 650 15 000 7,5 17 000 2 000 6 000 3,4
хотом размером 1500x3750 для промежуточного сортирования.
Грохот имеет два яруса сит. Надрешетный материал (размер кусков
превышает 75 мм) с верхнего яруса направляется в агрегат 6 марки
С-905 среднего (вторичного) дробления со щековой дробилкой раз-
мером 250x900 мм. После вторичного дробления материал снова
поступает на грохот промежуточного сортирования. Средний про-
дукт этого грохота размером 40—70 мм направляется в агрегат 4
марки С-987 мелкого (третичного) дробления с конусной дробилкой
и после дробления также поступает на промежуточное сортирова-
ние. Нижний продукт грохота, размером — 40 мм, направляется на
агрегат 7 с грохотом для окончательного сортирования. На этом
агрегате установлен такой же грохот, как и для промежуточного
сортирования, но с другими размерами отверстий сит.-Этот грохот
234
Рис. 156. Основные варианты компоновки технологических схем ПДСУ
раёсёиваёт поступивший материал на две товарные фракции: 5—20
и 20—40 мм и отходы 0—5 мм.
При рассмотренном варианте компоновки и выпуске щебня раз-
мером до 40 мм производительность ПДСУ достигает 65 м3/ч, уста-
новочная мощность 332,8 кВт, общая масса 133 т. Если требуется
получить щебень крупностью до 70 мм (для железнодорожного
строительства), то агрегат мелкого дробления заменяют вторым
агрегатом для среднего дробления или совсем исключают. Произво-
дительность ПДСУ при данном варианте будет составлять примерно
100 м3/ч.
Для разработки гравийно-песчаных месторождений рекомен-
дуется схема, показанная на рис. 156, б. Схема включает бункер
с пластинчатым питателем 8, агрегаты среднего 6 и мелкого 4 дробле-
ния, агрегаты для промежуточного 5 и окончательного 7 сортиро-
вания и конвейеры. Исходная горная масса поступает в бункер-
питатель и далее на грохот для промежуточного сортирования.
Песок и мелкие фракции гравия затем направляются на агрегат
для окончательного сортирования, минуя узел дробления. Крупные
фракции гравия и валуны подаются в агрегаты для среднего и мел-
кого дробления. Дробленый продукт из этих агрегатов снова посту-
пает на грохот для промежуточного сортирования, где отделяется
готовый продукт (заданной крупности), а крупные куски направ-
ляются на дробление. Этим осуществляется замкнутый цикл дробле-
ния. Готовый продукт поступает на грохот для окончательного
сортирования, где разделяется на требуемые фракции. Производи-
тельность ПДСУ при данной схеме и крупности щебня до 40 мм со-
Рис. 157. Агрегат для мелкого дробления с конусной дро-
билкой
236
ставляет примерно 200 м3/ч, установочная мощность 240,8 кВт,
общая масса 91,48 т.
Для переработки малоабразивных осадочных пород рекомен-
дуется компоновка технологической схемы ПДСУ, показанная на
рис. 156, в. Схема включает, помимо бункера-питателя грохотов,
и конвейеров, применяемых и в других схемах, два агрегата с ро-
торными дробилками для крупного 9 и среднего 10 дробления.
Производительность ПДСУ при такой схеме составляет 70—100 м3/ч
при крупности готового продукта до 40 или до 70 мм, установочная
мощность 254,5 кВт, общая масса 106,2 т.
На рис. 157 показан агрегат для мелкого дробления с конусной
дробилкой, на рис. 158 — общий вид установки с унифицированной
кабиной управления ПДСУ. Унифицированная кабина снабжена
пультом и аппаратурой управления, кондиционером, подогревате-
лями и осветителями. Она обеспечивает дистанционное и автомати-
ческое управление агрегатами, а также защищает обслуживающий
персонал от воздействия шума, вибрации и пыли.
§ 4. ОСНОВЫ АВТОМАТИЗАЦИИ
ДРОБИЛЬНО-СОРТИРОВОЧНЫХ ЗАВОДОВ
Дробильно-сортировочный завод представляет собой единый ком-
плекс оборудования по переработке и транспортированию про-
дукции, т. е. единую поточно-транспортную систему (ПТС). Особен-
ностью рассматриваемой ПТС является то, что производственные
процессы выполняются без участия обслуживающего персонала,
а только под его наблюдением и поэтому могут быть автоматизи-
рованы.
Особенностью, осложняющей автоматизацию ПТС дробильно-
сортировочного завода, является то, что в данном случае недоста-
точно обеспечить дистанционное и автоматическое управление пу-
237
ском и остановом машин и механизмов. Необходимо еще преду-
смотреть автоматическое регулирование режимов переработки ма-
териала на различных стадиях процесса в зависимости от изменения
количества и качества поступающего сырья, а также защиту обору-
дования при резких отклонениях режимов работы. Нарушение
режимов работы ПТС связано в основном с нестабильной крупностью
перерабатываемого материала, с содержанием в нем недробимых
предметов, с изнашиванием рабочих органов дробильных и сорти-
ровочных машин.
Управление автоматизированным дробильно-сортировочным за-
водом осуществляется с центрального диспетчерского пульта. Такое
управление называется централизованным автоматизированным
(ЦАУ). Требования к схемам ЦАУ изложены в Нормах технологиче-
ского проектирования.
Схемы ЦАУ объединяют в единую систему управления отдель-
ными механизмами и технологическими узлами, обеспечивая при этом
три режима управления: дистанционный автоматизированный, мест-
ный и местный сблокированный. Дистанционный автоматизиро-
ванный режим является основным рабочим режимом и осуществляется
с центрального пульта диспетчера. Местный режим используется
при ремонтных и профилактических работах. Местный сблокиро-
ванный режим служит для наладки схем автоматизации. Два послед-
них режима являются вспомогательными и осуществляются с по-
мощью кнопок индивидуального управления, предусмотренных на
каждом механизме.
Пуск механизмов, образующих ПТС, производится в определен-
ной последовательности, причем самому пуску должны предшество-
вать вспомогательные операции: включение предупредительной зву-
ковой сигнализации за 30—60 с до начала автоматического пуска
механизмов, включение аспирационной системы, включение подачи
воды. Останов механизмов также должен производиться в строго
определенной последовательности, причем нарушение этой последо-
вательности может привести к авариям. Например, остановка дро-
билки при работающем питателе, остановка отводящего конвейера
при работающей дробилке приводят к повреждению лотков, течек
и другого вспомогательного оборудования, а также основных меха-
низмов. Поэтому система ЦАУ предусматривает блокировку меха-
низмов ПТС, предотвращающую их повреждение.
Средства и приемы автоматизации отдельных механизмов ПТС,
если рассматривать процесс получения нерудных строительных
материалов от приема исходной горной массы до сйлада готовой
продукции, в основном, сводятся к следующему:
автосамосвалы с горной массой, подъезжая к приемному бункеру,
взвешиваются на автоматических автомобильных весах, суммиру-
ющих общую массу горной породы, поступающей на переработку
за смену;
приемный бункер питателя оборудован двумя датчиками уровня.
Если количество исходного материала в бункере достигнет верхнего
уровня, то включается красный сигнал светофора и машины на
238
разгрузку в бункер больше не подаются, пока уровень не понизится
и не включится зеленый сигнал светофора. Если количество мате-
риала достигнет нижнего уровня, то питатель останавливается
и дальнейшая разгрузка из бункера в головную дробилку прекра-
щается. Это Делается для того, чтобы в бункере всегда оставался
определенный слой материала, предохраняющий пластины питателя
от ударов крупными кусками материала при загрузке бункера из
автосамосвалов.
Узел первичного дробления оборудован устройством, регулиру-
ющим равномерную подачу материала в головную дробилку путем
пуска и останова питателя, а также изменением его скорости.
Дробильное и сортировочное оборудование, входящее в ПТС,
снабжается автоматическими устройствами, контролирующими тем-
пературу подшипников, наличие смазки и ее температуру, автома-
тические подогрев и охлаждение смазки.
Конвейеры, питатели, элеваторы снабжаются датчиками скорости
движения ленты и тросовыми аварийными выключателями, обеспе-
чивающими выключение и включение привода из любого места
по всей длине транспортирующего устройства. При аварийном от-
ключении какого-либо из механизмов система ЦАУ предусматри-
вает автоматическое отключение всех стоящих выше по потоку ме-
ханизмов. При этом дробилки отключаются только после освобожде-
ния камер дробления от материала.
Чтобы предотвратить попадание в дробилки последующих стадии
дробления недробимых металлических предметов, подводящие кон-
вейеры оборудуют автоматическими устройствами для обнаружения
и удаления металла. Принцип действия такого устройства заклю-
чается в следующем. Рабочая ветвь конвейера охватывается рамкой
металлоискателя. При появлении металла в поле рамки срабаты-
вает выходное реле металлоискателя и включается мощный подвес-
ной электромагнит или электромагнитный шкив (или и то и другое
вместе) и металл извлекается из потока. Обычно после металло-
улавливателей материал перегружается на следующий конвейер,
на котором устанавливается рамка контрольного металлоискателя.
Если металл не был удален (например, при попадании немагнитных
металлов), то датчик металлоискателя отключает привод конвейера
и конвейер (и все стоящие выше по потоку механизмы) останавли-
ваются.
Современные заводы имеют автоматические устройства, отгру-
жающие из бункеров готовой продукции фракции или смесь фракций
в пропорциях, требуемых потребителем.
Управление автоматизированным дробильно-сортировочным за-
водом осуществляется с центрального диспетчерского пункта, где
расположены панели с мнемонической схемой ПТС, аппаратурой
управления и сигнализацией.
Автоматизация загрузки головной дробилки осуществляется так
(рис. 159). Горная масса поступает в бункер 1, из которого пластин-
чатым питателем 2, приводимым от электродвигателя 3, подается
в щековую дробилку 4 с электроприводом 5. Дробленый продукт
239
определенных пределах,
Рис. 159. Автоматизация за-
грузки головной дробилки
поступает на ленточный 1
конвейер 6, приводимый я
в движение электродви- |
гателем 7. J
При оптимальной за- |
грузке щековой дро- 1
билки энергия, потреб- |
ляемая двигателем дро- 1
билки, изменяется в |
что является нормальным. При значитель-
ном повышении или понижении нагрузки на электродвигатель дат- |
чик 9 прибора измерения активной мощности дает сигнал на умень- Я
шение или увеличение загрузки дробилки. Однако уменьшение- |
активной мощности, потребляемой электродвигателем дробилки, 1
может произойти не только в результате снижения уровня дро-
бимой породы в камере дробления, но и из-за зависания негаба- I
рита или поступления на дробление порции горной массы мелких |
фракций. а
В этих случаях подачу материалов в дробилку необходимо умень- |
шить или прекратить, чтобы избежать «завала» дробилки или пере- |
грузки отводящего конвейера. Поэтому в рассматриваемой автомати- |
ческой системе питание дробилки регулируется с учетом изменений 1
активной мощности электродвигателя дробилки при обязательной I
корректировке по загрузке отводящего конвейера и контроле наличия ]
материала на верхнем уровне камеры дробления. я
Загрузка конвейера регистрируется датчиком 8 активной мощ- |
ности электродвигателя. Уровень загрузки дробилки контролируется 1
прибором 10, включающим радиоактивный датчик, расположенный |
в верхней зоне камеры дробления. . |
Путем соответствующей настройки регулирующей аппаратуры 11 |
можно обеспечить работу щековой дробилки в заданном режиме, Л
управляя с помощью прибора 12 скоростью питателя 2. 1
Автоматическое регулирование загрузки значительно улучшает |
работу головного узла и повышает ее производительность в среднем 1
на 10—15%. В настоящее время разрабатываются автоматические Я
устройства, которые дают возможность контролировать качество 1
готового продукта и в зависимости от результатов контроля пода- |
вать команды на изменение режимов работы машин последней ста- |
дии дробления. .1
Автоматизация процессов переработки нерудных материалов Я
особенно в зонах повышенного шума, вибрации и пылеобразования ,Я
значительно улучшает условия труда обслуживающего персо- 1
нала. а
240
§ 5. ОСОБЕННОСТИ ЭКСПЛУАТАЦИИ
Дробильные, сортировочные и обогатительные машины, входящие
в комплект технологической линии по производству нерудных
строительных материалов это, как правило, машины, основанные на
принципе удара, раскалывания, вибрации и т. п, процессов, произ-
водящих значительные шум, вибрацию и пылеобразование.
При разработке машины конструктор обязан предусмотреть
меры, снижающие вредное воздействие работающей машины на
обслуживающий персонал. К таким мерам следует отнести: изоля-
цию между футеровками и корпусами мельниц и дробилок; покрытие
корпусов специальными красками, снижающими шум; герметизации
дверок, люков и других соединений, что уменьшает пылевыделение,
специальные амортизаторы, уменьшающие передачу вибрации ма-
шины на опорные конструкции и т. д. »
Однако эти меры зачастую оказываются недостаточными й ма-
шины продолжают оставаться источниками повышенных вибраций,
шума и пыления. В связи с этим при строительстве и эксплуатации
дробильно-сортировочных заводов и передвижных установок особое
внимание уделяется санитарному состоянию рабочих мест обслу-
живающего персонала.
Для борьбы с вредными воздействиями шума, вибрации и пыли
используются различные способы:
применяют укрытия, гидрообеспыливание и аспирационные уст-
ройства;
частично или полностью автоматизируют технологические про-
цессы и отдельное оборудование, что позволяет вывести обслужи-
вающий персонал из зон вредного воздействия;
используют индивидуальные средства защиты: респираторы,
шумофоны, различные изолированные кабины.
По действующим санитарным нормам запыленность воздуха на
рабочих местах не должна превышать 10 мг/м3. Если в пыли содер-
жится более 10% двуокиси кремния, эта норма снижается до 2 мг/м3.
Обследованиями установлено, что при работе дробилок и грохо-
тов без каких-либо пылеподавляющих устройств запыленность воз-
духа вблизи работающих машин может значительно превышать
указанные пределы. Основными источниками пылевыделения яв-
ляются загрузочные и разгрузочные отверстия дробилок, а также
просеивающая поверхность виброгрохотов.
ВНИИНеруд разработал укрытия для щековых, конусных дро-
билок и виброгрохотов. Эти укрытия представляют собой специаль-
ные короба из листовой стали с аспирационными отсосами. Укрытия
крепятся к корпусам дробилок, причем их верхняя часть выполняется
откидной для удобства обслуживания и ремонта дробилок. При
обеспыливании процесса грохочения укрытия с отсасывающими
патрубками подвешивают на троссах над грохотами.
Конструкция укрытий. разработана с учетом аэродинамических
характеристик пылевых потоков. Применяемые в настоящее время
меры борьбы с шумом, который создают дробилки и грохоты, за-
16 Заказ 1376 241
ключаются в изоляции машин в отдельные помещения или кожухи,
изготовленные из металла или дерева. В процессе эксплуатации
кожухов из стали (5 мм) установлено, что их стенки с внутренней
стороны необходимо облицовывать звукопоглощающим материалом,
а снаружи покрывать противошумовой мастикой. Однако более
эффективны кожухи с двойными стенками и воздушным зазором
между ними. Внутренний кожух изготовляют из стали и облицовы-
вают с одной стороны звукопоглощающим материалом.
кожух выполняют из дерева
крепят к
внутреннему с
Наружный
резиновых прокладок. Эти кожухи должны быть герметизирован-
ными и изготовляться разборными из отдельных щитков для бес-
препятственного доступа к узлам дробилки во время профилактиче-
ских ремонтов.
Звукоизоляция дробилок и грохотов путем помещения их в от-
дельные кабины (кожухи) является также средством пылезащиты.
Для уменьшения запыленности внутренней полости кожухи снаб-
жают пылеотсасывающими устройствами.
Как показала практика, при правильно спроектированных фун-
даментах и амортизационных устройствах вибрация в зоне непосред-
ственной близости к машине находится в допустимых пределах.
При установке машин на междуэтажных перекрытиях и в пере-
движных дробильно-сортировочных установках для уменьшения
уровня вибрации в ряде случаев применяют специальные виброизо-
ляторы.
Автоматизация процессов переработки горных пород с полным
выводом обслуживающего персонала из зон повышенного шума,
вибрации и пылеобразования — это наиболее универсальное меро-
приятие по улучшению труда обслуживающего персонала, отвеча-
ющее современному уровню развития техники.
Необходимо отметить, что и в случае применения автоматизации
для уменьшения засорения воздушного бассейна и уменьшения шума
прибегают к дополнительным устройствам, как например, строят
звукоизолированные помещения, используют аспирационные си-
стемы по очистке воздуха со сложным оборудованием (см. раздел II,
гл. 3), требующим квалифицированного обслуживания.
Раздел Ш. БУНКЕРА, ЗАТВОРЫ, ПИТАТЕЛИ
И ДОЗАТОРЫ
Глава 1. БУНКЕРА И ЗАТВОРЫ
§ 1. БУНКЕРА
Бункера представляют собой емкости для кратковременного хра-
нения материалов. Они устанавливаются в начальных и конечных
пунктах транспортирования материалов, в местах перегрузок,
а также используются в качестве промежуточных емкостей, обеспе-
чивающих стабильную работу оборудования при неравномерном
поступлении материалов или для обеспечения успешной работы
сочетаний машин циклического и непрерывного действия.
В зависимости от назначения и условий работы бункера изго-
товляют пирамидальной (рис. 160, а), призмо-пирамидальной
(рис. 160, б, г) и цилиндрической (рис. 160, в) формы. Схема разгрузки
материалов из бункеров может быть нормальной (рис. 160, д), когда
движется столб материала, находящийся над выходным отверстием,
гидравлической (рис. 160, е), когда движется весь материал, нахо-
дящийся в бункере, смешанной (рис. 160, ж).
Расход материала (м3/ч) из бункера определяется, как для транс-
портных устройств непрерывного действия
П = 3600f v, (337)
где F — площадь выходного отверстия, м2;
v — скорость истечения материала, м/с.
Скорость истечения в м/с рекомендуется определять так:
при нормальном истечении
v — Xy^gR; (338)
при гидравлическом истечении
v — А У 2gh,
(339)
где X — коэффициент истечения, определяемый опытным
путем; для пылевидных и влажных материалов
А = 0,22; для кусковых А = 0,4 и для зернистых
А = 0,6;
R = F/A — гидравлический радиус отверстия, равный отно-
шению его площади F к периметру А м;
h — высота материала в бункере, м.
16*
243
ж) Рис. 160. Основные схемы бункеров
Минимальная площадь выходного отверстия в м2 '
F = 6,25 (dcp + 0,08)2 tg2 <р, (340)j
где dcp — поперечный размер типичного куска, м; j
Ф — угол внутреннего трения. -
Для порошковых и мелкозернистых материалов площадь раз-?;
грузочного отверстия должна быть не менее 0,09 м2. 1
Материал будет свободно истекать из бункера, когда |
tg б А
(341)1
Таблица 30 j
Физико-механические свойства строительных материалов л
______________________• _____
Материал Объемная плот- ность, т/ма Коэффициент внутреннего трения Угол есте- ственного откоса, град 1 Коэффициент j трения I о сталь в покое I
в по- кое в дви- же- нии
Глина сухая, мелкокусковая 1,2—1,5 0,5—0,9 50 38 0,75 J
Песок 1,4—1,9 0,6—0,9 45 30 0,84 1
Гравий 1,5—1,9 0,5—1,0 45 30 0,84 1
Щебень 1,4—2,0 0,8—1,0 45 35 0,63 I
Шлак 0,6—1,0 0,6—1,1 50 35 1,19 !
Цемент 0,9—1,5 0,5—0,9 43 38 О,65 1
Бетон свежеприготовленный (на щебне или гравии) 1,8—2,5 0,65—1,0 50 35 0,84—1,0 J
а
244
где $ — угол наклона ребра бункера (рис, 160, а);
/ = si/py2 — приведенный коэффициент трения;
fc — коэффициент внешнего трения материала
о стенку;
Р — угол между наклонными гранями.
Угол 6 должен быть больше угла естественного откоса материала
в покое (табл. 30).
Чтобы уменьшить сводообразование, размер выходного отвер-
стия следует принимать не менее 3dcp. Для побуждения материала
при разгрузке стенкам бункера можно сообщать вибрацию или при-
менять аэрирование.
§ 2. ЗАТВОРЫ
Затворы предназначены для перекрывания выпускных отверстий
бункеров и регулирования подачи материалов. Они должны обеспе-
чивать плотность перекрывания и невозможность самопроизволь-
ного открывания выходного отверстия, быстро срабатывать при мини-
мальных усилиях управления, регулировать поток материала, быть
компактными. Наиболее распространенные схемы затворов показаны
на рис. 161.
Клапанный откидной затвор (рис. 161, а) применяется для бун-
керов малого объема, когда бункер разгружается за один прием.
Нагрузка на клапанный затвор при коэффициенте внешнего трения fs
Г — Т (sin а — fs cos а); (342)
момент, нагружающий затвор,
М = Т'а. (343)
Рис. 161. Схемы затворов
245
для жидкотекучих материалов вертикальная нагрузка Т (Н)
Т = pgFh, (344)
где р — объемная масса материала, кг/м3;
g — ускорение свободного падения, м/с2;
F — площадь сечения потока материала, м2;
h — высота столба материала, м.
При сыпучих материалах
T=FP = Fpg^t (345)
где Р — среднее давление на единицу площади, Па;
R — гидравлический радиус отверстия, м;
f — коэффициент внутреннего трения;
m = 1 + 2/а — 2/ У" 1 /2 — коэффициент подвижности (для
основных строительных материалов f = 0,8, тогда m
0,22).
При квадратном отверстии
в2
Я = io = 0,25В,
где В — сторона квадрата;
Т = 14,2В3р;
(346)
при круглом отверстии
лГ>2
4л£>
= 0,252?;
Т 11О3Р,
(347)
где Т, Н.
Клапанный подпорный затвор
применяемый для бункеров малого и среднего объема
(рис. 161, б),
при
зернистых
и кусковых материалах, позволяет перекрывать выпускное отвер-
стие под нагрузкой.
Угол наклона лотка дает возможность регулировать скорбеть
выхода материала.
Секторные затворы (рис. 161, в, г), применяемые для,
мелкозернистых материалов и пластичных сред (бетонов, растворов),]
позволяют регулировать сечение выходящего потока материала.]
Затворами управляют вручную или при помощи пневмоцилиндров]
и других приводов.
екторные затворы воспринимают полную вертикаль
.ную нагрузку Т. Момент трения, который необходимо преодолеть
при открытии затвора, (Н-м)
М = Tfcr, (348)
где /с — коэффициент трения материала о затвор;
г — радиус затвора, м.
R
С
246
Пальцевый и цепной затворы (рис. 161, д, е)
применяют при крупнокусковых материалах. Каждый палец имеет
относительную свободу движения и при перекрытии отверстия' бун-
кера ложится на материал. Масса пальцев должна быть достаточной,
чтобы создать момент от силы тяжести пальца Мп, превышающий
момент Мт от нагрузки на затвор, т. е.
или '
Мп = kM,; (349)
где k = 1,25 учитывает трение в шарнире и неравномерную работу
всех пальцев.
Выражение (349) представим в развернутом виде
GIg cos а = k (Т'а — NIn). (350)
Учтя, что сила трения материала о лобовые участки пальцев
У = T'fc, найдем силу тяжести пальцев (Н)
G = -fer,(a + felN\ (351)
Iq cos a v '
где /с — коэффициент трения материала о стенки.
Нормальная нагрузка (Н), создаваемая силой тяжести цепей
затвора Оц, должна быть достаточной, чтобы удержать материал
N = Gu cos (а + у). (352)
Из условия равенства нулю проекций всех сил на плоскость,
перпендикулярную днищу, имеем
Р = N (cos у — fc sin у), (353)
где Р — реакция со стороны днища, Н.
Из равенства нулю суммы проекции сил на плоскость днища
имеем
Т' = N [/с (cos у —/ц sin у) + (/цсоэ у + sin у)], (354)
где — коэффициент трения материала о цепи.
Подставив в выражение (354) вместо N его значение и решая
это выражение относительно G4, получим
~ _____________kT (sin а — fc cos а) ___
ц~ cos (а + у) [cos у (fc +/ц) + sin у(1 — fnfc)] ' ’
Шиберные затворы (рис. 161, ж, з) применяют для
порошкообразных материалов. Их можно устанавливать в горизон-
тальном, вертикальном или наклонном положениях.
Усилие (Н), необходимое для перемещения шибера, для горизон-
тального затвора
Р - kT + fy); (356)
247
для вертикального затвора
Р = kT' (fc + /0),
где k — коэффициент запаса, равный 1,2; .
f0 — коэффициент трения шибера в пазах;
fc — коэффициент трения материала о шибер.
(357)
Глава 2. ПИТАТЕЛИ
§1 . НАЗНАЧЕНИЕ И КЛАССИФИКАЦИЯ 1
Питатели применяют для равномерной непрерывной подачи мате-i
риалов из бункеров на транспортирующие машины, в дозирующиея
аппараты и другое технологическое оборудование. Питатели стаби-|
лизируют технологический процесс и работу машин и позволяют!
механизировать и автоматизировать производство. |
По характеру движения рабочих органов различают питатели!
с непрерывным движением по замкнутому контуру (ленточные, пла-3
стинчатые, цепные); с колебательным движением (вибрационные,!
лотковые, секторные), с вращательным движением (винтовые, та-1
рельчатые, барабанные). Конструктивные решения питателей весьма»
разнообразны. Рассмотрим основные разновидности питателей. |
§ 2. ПЛАСТИНЧАТЫЕ ПИТАТЕЛИ •>- 1
Пластинчатые питатели применяют для равномерной подачи куско-|
вого материала в дробилки и транспортирования их после обжига!
в печах. Такие питатели выпускают тяжелого типа — для транспор-1
тирования материалов крупностью до 1300 мм и нормального типа —|
для транспортирования материала крупностью до 500 мм. |
Пластинчатый питатель (рис. 162) имеет цепной рабочий орган,!
состоящий из звеньев — пластин 7 с. бортами 2, соединенных паль-1
цами 12, на которых установлены ролики 11. Движение замкнутой!
пластинчатой цепи сообщается приводной звездочкой 4, зубья кото-1
рой захватывают ролики 11. Привод питателя состоит из двигателя,!
редуктора, цепной передачи, передающей вращение звездочке '/Л
и далее через зубчатую передачу 8 на приводной вал 9. Цепь натягиМ
вается винтовым устройством 6, перемещающим звездочку 1, и поДЯ
держивается опорными роликами 3 и 5. Я
Основным параметром пластинчатого питателя является ширине
плартин. Промышленность СССР выпускает питатели с шириной
пластин 1000, 1200, 1500 и 2000 мм. Я
При заданной производительности ширина пластин (м) Я
В = 3600to<p ’ (35^Я
248
Рис. 162, Пластинчатый питатель
249
где П — производительность, м3/ч;
h — высота бортов, м;
v — скорость движения ленты, м/с;
ср — коэффициент заполнения (ср = 0,7 4-0,8).
Рабочая скорость ленты для питателей тяжелого типа 0,05—
0,25 м/с, питателей нормального типа 0,025—0,15 м/с. Ширина пла-
стин должна быть в 1,8—2,0 раза больше размера максимального
куска. Высота бортов обычно составляет 0,06—0,09 ширины пластин.
Мощность двигателя привода питателя (кВт)
"“тдаг • <359>
где Ц70 — тяговое усилие в цепи, Н;
v — скорость движения ленты, м/с;
т] — к. п. д. привода.
Тяговое усилие в цепи (Н)
Wo = kn + 2q2) L (cos fj ± sin 0) kw, (360)
где kn — коэффициент, учитывающий потери на пере-
гибы цепи (kn = 1,15);
<7i и — сила тяжести соответственно материала на
1 м длины ленты и ленты, Н/м;
L — длина питателя (по центрам звездочек), м;
р — угол наклона питателя;
kw = kp p---коэффициент сопротивления движению;
kp — коэффициент, учитывающий сопротивление
движения реборд роликов (/гр ^1,5);
р. — коэффициент трения в цапфе роликов;
d — наружный диаметр втулки роликов, м;
f— плечо трения качения роликов, м;
D — диаметр ролика, м.
На предприятиях по производству керамических изделий приме,
няют модифицированный пластинчатый питатель, который назы
вается ящичным подавателем (рис. 163). Он предназначен для прием;
сырья из транспортных средств и последующей подачи его в пере
рабатывающие машины. В подавателе можно производить грубо,
дозирование нескольких компонентов. Каждый компонент поступав'
в свой отсек, расположенный над лентой питателя, образованны!
лентой, бортами и перегородками, в которых установлены ши
беры 3.
Дозирование компонентов осуществляется изменением расстбя
ния между шиберами и лентой. Ящичный .подаватель состоит и;
корпуса 9, приводного вала 7, натяжного устройства 4, цепнот
тягового органа 8, на звеньях которого укреплены пластины
с загнутыми краями, перекрывающими один другой, что исключае
просыпание материала. В передней час’ги подавателя установле
вал 1 с билами, служащими для разбивания комьев и перемешивг
250
Рис. 163. Ящичный подаватель
ния компонентов. Вал имеет индивидуальный привод 2. Переменная
скорость движения ленты (до 3,8 м/мин) обеспечивается вариато-
ром 6.
Производительность ящичного подавателя (м3/ч)
П = ЗбООВ/ш, (361)
где В — ширина подавателя, м;
h — расстояние между лентой и нижней кромкой последнего
шибера (по ходу движения), м.
Тяговое усилие в цепи может быть рассчитано по формуле (360).
Учитывая дополнительные сопротивления движению от шиберов и
трение о борта, коэффициент ka при расчете ящичного подавателя при-
нимается равным 1,4—1,5.
§ 3. ЛЕНТОЧНЫЕ ПИТАТЕЛИ
Ленточные питатели применяют для выдачи из бункеров всех видов
материалов — от пылевидных до1 среднекусковых. Ленточный пи-
татель является одним из основных узлов дозаторов, бетоноуклад-
чиков и других машин. По принципу работы и конструкции ленточ-
ные питатели представляют собой ленточные транспортеры с шириной
ленты от 400 до 1200 мм. Производительность ленточных питателей
Достигает 300 м3/ч, скорость движения ленты 0,05—0,5 м/с.
Ленточные питатели обычно снабжены бортами. Производитель-
ность питателей рассчитывается по общим формулам с учетом нали-
чия бортов (см. § 2). Усилие в тяговом органе и мощность привода
питателей значительно больше, чем у транспортеров соответствующих
типов ввиду наличия потерь на трение о борта, большого числа
роликов и более тяжелых условий работы всех узлов трения, а также
вследствие давления столба материала, выходящего из бункера.
251
Тяговое усилие в ленте питателя состоит из усилия, требуемо!
для преодоления сопротивления движению ленты с материал©!
и усилия, необходимого для преодоления силы трения столба Mi
териала, расположенного в бункере над лентой. Тяговое усилие (Р
W = kn \kw (qu + q„) L + f0Fhyg], (361
где kw — коэффициент сопротивления движению, равный для п:
тателей 0,2;
qM — сила тяжести материала на единице длины ленты, H/i
qn >— сила тяжести единицы длины ленты, Н/м;
L — длина питателя, м;
/о — коэффициент внутреннего трения материала; ;
F — площадь выходного отверстия бункера, м2;
h — высота столба материала в бункере, м;
у — объемная масса материала, кг/м3.
Мощность двигателя питателя (кВт)
Для получения регулируемых скоростей движения ленты пич
телей применялись кривошипно-храповые механизмы с изменяем
величиной кривошипа, что приводило к неравномерности движен
ленты. В современных конструкциях привод осуществляется
схеме вариатор скорости—редуктор.
§ 4. ПИТАТЕЛИ С КОЛЕБАТЕЛЬНЫМ ДВИЖЕНИЕМ
РАБОЧЕГО ОРГАНА
Питатели этой группы подают материал при возвратно-nocTynaTej
ном перемещении их рабочих органов.
Лотковые питатели используют для подачи матер!
лов мелкой и средней крупности. Их производительность достиг.
250 м3/ч, число ходов 20—60 в минуту.
Лотковый питатель (рис. 164) состоит из рамы 7, на которой смс
тированы лоток 5, опирающийся на ролики 6, и привод, состоящ
из двигателя 1 и редуктора 2. Выходные валы редуктора имеют Kf
Рис. 164. Лотковый питатель
252
I вошипы 3, при вращении которых через шатун 4 лотку сообщается
j возвратно-поступательное движение.
( При поступательном движений лотка вперед часть материала
| выносится из зоны питающей воронки, а при обратном ходе материал
i сбрасывается с лотка. На выходной части лотка установлен шибер 8,
' при помощи которого регулируется сечение потока материала и,
, таким образом, изменяется производительность питателя.
! Производительность лоткового питателя (м3/ч)
П = 3600B/isn<jp, (364)
; где В — ширина лотка, м;
h — высота слоя материала на лотке, равная расстоянии? между
< лотком и нижней кромкой шибера, м;
> s-— ход лотка (s = 2е, где е — эксцентриситет кривошипа), м;
i п — частота вращения кривошипа, об/с;
: Ф — коэффициент заполнения, равный 0,7—0,8.
L Сопротивление перемещению лотка складывается из сопротив-
i ления перекатыванию лотка по роликам и сопротивления сдвига
материала по материалу в зоне активного давления под бункером.
: Общая нагрузка на ролики (Н)
\Р = Т + Go + GM, (365)
где Т = Fh6yg — нагрузка на лоток в зоне активного давления, Н;
F — площадь сечения выходного отверстия бун-
кера, м2;
h6 —- высота столба материала в бункере, м;
Go — сила тяжести лотка, Н;
GM = BhaLyg — сила тяжести материала в лотке, Н;
В — ширина лотка, м;
Лл — высота слоя материала в лотке, м;
L — длина лотка, м;
у — объемная масса материала, кг/м3.
Сопротивление перемещению лотка (Н)
W = Pkw + Tf0,
где kw — коэффициент сопротивления перекатыванию по
(^^0,1).
Мощность привода (кВт)
дг — k -~-sn.
3 1000ц ’
(366)
роликам
(367)
( где s — ход лотка, в м;
j п—число ходов лотка в секунду;
г] — к. п. д. привода;
; ka — коэффициент запаса.
Вибрационный питатель (рис. 165) состоит из
- лотка 1, подвешенного на амортизаторах 2 к бункеру. Колебатель-
иЬ1е перемещения лотку передает электромагнитный вибратор 3.
253
Частицы материала, поступающие на лоток бункера, начинают
вибрировать вместе с лотком, образуя текучую зернистую массу.;
Электромагнитный вибратор (рис. 166) состоит из якоря
возвратных пружин (рессор) 2 и электромагнита 3. При прохожде-
нии тока по обмотке возбуждения ОВ якорь электромагнита притя,
гивается к ярму, а при отсутствии тока (или изменении его поляр^
ности) — отталкивается пружинами. Такая схема называется одно-
тактной. Изготовляются и двухтактные вибраторы.
Электромагнитный вибратор имеет некоторые преимущества nepej
механическими вибраторами: отсутствие трущихся частей, простота
регулирования амплитуды колебаний, а следовательно, и произ
водительности при изменении силы тока в обмотках электромагнита.
Вибратор с частотой 3000 колебаний в минуту запитывается чере:
выпрямитель (диод Д), спрямляющий одну полуволну переменное
тока. Изменение силы тока в обмотке магнита производится магнит
ным усилителем МУ при изменении напряжения с помощью цеп1
сопротивлений Rl, R2, R3.
Теоретически производительность вибрационного питателя (м8/'
П = 3600В/шм, (36:
где h — высота слоя материала на лотке, м;
— скорость движения
Рис. 167. Маятниковый секторный
питатель
/
материала, м/с.
Величины h и о зависят от свойс'
материалов и режимов вибрированг
и могут изменяться в широком ди
пазоне, причем с изменением ск
рости может изменяться и толщи!
слоя материала. Поэтому более д
стоверно производительность опр
делять опытным путем.
Секторные питатели мая
никового типа применяют для rt
дачи материалов крупностью не б
лее 50 мм. Их устанавливают п<
бункером и они служат одновреце
254
но затворами. Питатель (рис. 167) состоит из затвора 1, подвешен-
ного на оси 2 к стенкам воронки 3. Качательные движения затвор
получает от кривошипно-шатунного механизма 4, приводимого двига-
телем 6 через редуктор 5.
Производительность питателя регулируется величиной хода сек-
торного затвора (в результате изменения эксцентриситета криво-
шипа) и шибером, установленным на передней стенке воронки.
§ 5. ПИТАТЕЛИ С ВРАЩАТЕЛЬНЫМ ДВИЖЕНИЕМ
РАБОЧЕГО ОРГАНА
Рассматриваемые питатели применяют для подачи порошковых
и мелкокусковых материалов. Барабанные и шнековые питатели
могут использоваться как самостоятельные устройства или входить
в состав дозаторов.
Рабочим органом барабанного питателя
(рис. 168) является барабан 4, приводимый в движение храповым
механизмом, состоящим из храпового колеса 7, двуплечего рычага 6
и собачки 5. Рычаг приводится в качательное движение двигателем 10
через редуктор 9 и кривошипно-шатунный механизм 8.
При повороте рычага против часовой стрелки собачки, зацепляясь
с храповиком, поворачивают его, а также барабан питателя. При
обратном ходе собачки проскальзывают по храповому колесу и
оно остается неподвижным. Ход шатуна можно изменять, повора-
чивая эксцентриковую втулку на пальце кривошипа. При изменении
хода шатуна, соответственно, изменяется угол поворота рычага и
храпового колеса.
Питатель имеет секторную заслонку 2, перемещаемую винтовым
устройством 1. При помощи заслонки изменяется толщина слоя
материала, поступающего из горловины 3 на барабан и, следова-
тельно, производительность питателя.
Барабаны, применяемые в таких питателях, могут быть глад-
кими, рифлеными или ячейковыми (рис. 169).
Рис. 168. Барабанный питатель
Рис. 169. Ячейковый барабан
255
Производительность барабанного ячейкового питателя (м3А|
П = 3600Voznq>, (36|
где Vo — объем одного отсека, м3;
z — число отсеков на барабане;
п — частота вращения барабана, об/с;
ср — коэффициент разрыхления, равный 0,7—0,8.
Момент сопротивления вращению барабана, учитывающий пс
терн на трение в цапфах и сопротивление от давления столба мате
риала на питатель, (Н-м)
M = (G0 + T + y^}±p + T^f, (37С
где Go — сила тяжести барабана питателя, Н;
Т — сила, действующая на барабан от давления столба мате
риала, Н;
у — объемная масса материала, кг/м3;
d — диаметр цапф, м;
D6 — диаметр барабана, м;
f — коэффициент внутреннего трения в материале.
Мощность привода питателя (кВт)
где со — угловая скорость барабана, рад/с.
Ш нековые или винтовые питатели применяют для
подачи порошковых материалов. Перемещение материала в пита
теле (рис. 170) осуществляется при вращении винта 4 в гермети
ческом корпусе 3. Шнек приводится в движение двигателем 1 через
редуктор 2.
Производительность питателя изменяется при изменении угло
вой скорости шнека. Для этого в шнековых питателях устанавли
вают вариаторы или электродвигатели с регулируемой угловой
скоростью.
Рис. 170. Шнековый питатель
256
Рис. 171. Тарельчатый питатель:
/ — рабочий орган питателя
Производительность шне-
кового питателя (м3/ч)
I7 = 3600^smp, (372)
где D — наружный диаметр
шнека, м;
s — шаг винта шнека, мм;
п — частота вращения
шнека, об/с;
Ф — коэффициент запол-
нения корпуса шнека
материалом: при по-
даче кусковых материалов ф =0,24-0,35; при подаче по-
рошковых материалов с подпором ф = 0,854-0,9.
Тарельчатые (дисковые) питатели применяют для не-
прерывной подачи порошковых и мелкокусковых материалов в ма-
шины и для объемного их дозирования. Тарельчатые питатели можно
устанавливать на основание или подвешивать к бункеру. Отече-
ственная промышленность выпускает тарельчатые питатели с диа-
метром тарелки 0,5—2,0 м и производительностью 1,5—35 м3/ч.
17 Заказ 1376
257
Питатель (рис. 171) состоит из трубы 1, соединенной с бункером,
и вращающегося диска (тарелки) 2, приводимого в движение через
редуктор 4. Материал, поступающий на тарелку, сбрасывается’
в лоток ножом 3. Количество подаваемого материала за один оборот
диска регулируется изменением угла установки ножа при помощи
винта 6 и рычага 5, или изменением положения обоймы 10 с помощью
маховичка 7, винта 8 и вилки 9. В первом случае изменяется объем
кольца материала, равный объему усеченного конуса за вычетом
объема цилиндра, определяемого положением и диаметром обоймы 10.
Во втором случае изменяется общий объем конуса материала на
диске. Таким образом, производительность питателя (м3/ч)
п = 3600 ру (Р2 + г2 + Rr) — лг2/г] п, (373)
где h — высота кольца материала (рис. 171, 1), м;
R — наружный радиус основания кольца материала, срезае-
мого скребком, м;
г — радиус верхней кромки кольца материала, м;
п — частота вращения диска, об/с.
Для нормальной работы питателя центробежная сила не должна
отбрасывать материал с тарелки, т. е.
m<i)2R fctng,
где fc — коэффициент трения материала о диск;
g — ускорение свободного падения, м/с2.
Критическое число оборотов диска в секунду
За один оборот с диска снимается количество материала, сила
тяжести которого (Н)
n nyg
ЗбООп ’
(375)
где П — объемная производительность питателя, м3/ч;
у — объемная масса материала, кг/м3.
Нагрузка (Н), приходящаяся на диск от столба материала внутри
обоймы,
Т= 11,2Д3у, ' (376)
где D—диаметр отверстия бункера, м.
Работа, затрачиваемая на преодоление сил трения за один оборот
диска (рис. 171, 7), (Дж)
Л =/cPL1 +faTL2, (377)
258
(П I \
—) — путь центра тяжести сбрасываемого ма-'
териала, м;
/м •— коэффициент внутреннего трения в ма-
териале; \
2
L2 — -rnD — путь центра тяжести материала в обойме,
О
м.
Учтя дополнительные сопротивления от скребка коэффициентом
k = 1,25-5-1,3, определим мощность привода питателя (кВт)
О™
Глава 3. ДОЗАТОРЫ
§ 1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ
Дозаторы широко применяют при производстве бетонных смесей,
строительных растворов, для приготовления шихты на стекольных
заводах. От точности дозирования во многом зависит качество
продукции. При производстве бетонных смесей погрешность дози-
рования, например, не должна превышать для цемента и воды ±2%,
для заполнителей ±3%.
Дозирование материалов можно производить по объему и по
массе. Оборудование для объемного дозирования проще по устрой-
ству, но точность его работы ниже чем у весовых дозаторов, так
как в этом случае сказывается влияние изменения плотности мате-
риала. Объемные дозаторы могут в некоторых случаях применяться
при дозировании жидкостей. По режиму работы различают дозаторы
циклического и непрерывного действия.
Управление дозаторами осуществляет оператор дистанционно или
автоматически. При дистанционном управлении загрузку, дозиро-
вание и выгрузку производит оператор с пульта управления по
показаниям соответствующих приборов. Наиболее совершенным
устройством является весовой автоматический дозатор.
§ 2. ДОЗАТОРЫ ДЛЯ ЖИДКОСТЕЙ
Для отмеривания воды и других жидких компонентов в зависимости
от режима работы оборудования используют дозаторы циклического
и непрерывного действия. При циклическом дозировании приме-
няют объемные и весовые дозаторы, при непрерывном — только
объемные.
Для дозирования жидкостей широко используют водомерные
баки, дозаторы турбинного типа (водомеры) и автоматические доза-
торы с электродными датчиками.
17*
259
5 6
Рис. 172. Водомерный бак сифонного
типа
Водомерный бак сифонного
типа (рис. 172) работает так. При
открытом трехпозиционном кране 8
вода из магистрали по трубе 7
поступает в бак 1 и заполняет его
полностью. Воздух из бака выхо-
дит через клапан 5. При запол-
нении бака клапан закрывается
и своим штоком воздействует на
сигнальное устройство. По этому
сигналу кран устанавливается в
закрытое положение. Слив воды,
в смесительную машину произво-
дится по тем же каналам, что и
наполнение, под действием сифона
при открытии крана 8 «На слив».
Доза сливаемой воды задается по-
ложением трубки 2.
Когда уровень воды опускается ниже конца трубки, то в нее
попадает воздух, который проходя через полую ось 3 и обводную
трубку 6, прерывает действие сифона и слив воды прекращается.
С осью 5 связан .указатель 4, проградуированный в литрах.
Бачки сифонного типа выпускают в различном конструктивном
исполнении. Они обеспечивают диапазон дозирования 15—200 л.
Дозаторы турбинного типа отличаются большей точностью и
быстротой действия и меньшими габаритными размерами.
Дозатор турбинного типа (рис. 173) состоит из литого корпуса 2,
в котором установлены фильтр 1 и турбинная камера 8. В камере
на оси установлена турбинка 9, приводимая во вращение потоком
жидкости, поступающим сквозь нижний ряд отверстий и выходя.-
щим через верхний ряд отверстий.
Вращение турбинки передается указательной стрелке 3 через
редуктор 7. В головке дозатора установлено поворотное кольцо 6
'с циферблатом 5. Шкала циферблата проградуирована в литрах.
Циферблат закрыт стеклом 4. Для предупреждения замораживания
дозатора в его корпусе сделано сливное отверстие с пробкой 10.
Управление дозатором сводится к открытию крана и его закры-
тию при совмещении стрелки с соответствующим делением на циферб-
лате.
Дозаторы с ручным управлением постепенно заменяются автома-
тическими, что позволяет исключить визуальный крнтроль (по
циферблату) и осуществить дистанционное автоматическое управле-
ние. На рис. 174 показана схема такого дозатора, состоящаяр из
корпуса /, в котором установлена турбинка 2. На лопастях турбинки
закреплены стальные|пластинки, а на корпусе дозатора установлен
индукционный датчик 3. При прохождении лопасти с пластинкой
под датчиком в последнем возникает электрический импульс. Про-
ходное сечение датчика и количество пластинок на лопастях турбинки
подбирается так, чтобы каждому импульсу соответствовала доза
260
Вид Б
«
Рис. 173. Дозатор турбинного типа для жидкостей
жидкости, равная 1 л. Сигналы от датчика поступают в счетное
устройство импульсов, выполненное в виде дискретного компакт-
ного прибора на полупроводниках. При совпадении числа импуль-
сов с заданным, устанавливаемым специальным переключателем,
срабатывает реле управления клапаном 4-и он перекрывает поток
жидкости.
На рис. 175 изображена схема автоматического дозатора для
жидкостей с электродной системой управления. Дозатор состоит
из корпуса 2, в котором на изоляторах 7 установлены десять длин-
ных электродов 5 и десять коротких электродов 6, а также фильтрую-
щая сетка 10.
Длинные электроды установлены так, чтобы объем жидкости
между их концами соответствовал 20 л. Объем жидкости между
концами коротких электродов составляет 2 л. Объем отмеряемой
жидкости задается подачей низковольтного напряжения на какую-
либо пару электродов. Например, при заданной дозе 128 л напря-
жение подается на короткий электрод 8 л и длинный электрод 120 л.
Работает дозатор в такой последовательности. С пульта управ-
ления подаются напряжение на соответствующую пару электродов
и одновременно сигнал на управляющий электромагнит 8, который
через пневмораспределитель 9 открывает впускной клапан 11.
Вода поступает в .бак до уровня короткого электрода, находящегося
под напряжением. В это время цепь замыкается и электросигнал
261
Рис. 174. Дозатор для жидкости с
^индукционным счетчиком
Рис. 175. Дозатор для жидкостей
с электродной системой управле-
ния
дает команду электромагниту 8 и соответственно распределителю 9
на закрытие впускного клапана. Жидкость сливается через кла-
пан 1, управляемый золотником 3 и электромагнитом 4, до уровня
нижнего электрода, находящегося под напряжением, после чего
электрическая цепь размыкается и сливной клапан 1 закрывается.
Рис, 176. Дозатор для жид-
костей непрерывного дей-
ствия
Дозирование жидкости непрерывным
способом может осуществляться путем
изменения сечения магистрали дросселем 6
(рис. 176). Чтобы расход жидкости был
постоянным, напор должен быть неиз-
менным. Для этого обычно -устанавли-
вают промежуточный бак 5 с поплавком 4,
который через контакт 3, управляющий
элемент 1 и исполнительный клапан 2
поддерживает заданный уровень жидко-
сти в баке.
Для непрерывного дозирования жид-
кости применяют также насосы-дозаторы
с регулируемой производительностью
подачи.
§ 3. ЦИКЛИЧЕСКИЕ ВЕСОВЫЕ ДОЗАТОРЫ
ДЛЯ СЫПУЧИХ МАТЕРИАЛОВ
Циклические весовые дозаторы могут
быть однофракционными и многофракци-
онными. В них последовательно отме--
262
риваются несколько фракций матерйал&й в один весовой бункер;
Такая конструкция дозаторов позволяет уменьшить общее число
дозаторов, обеспечивающих технологический процесс, но устроены
они несколько сложнее и требуют большего времени на цикл.
Циклические весовые дозаторы всех типов имеют следующие
характерные узлы одинакового функционального назначения: -за-
грузочное устройство с впускным затвором, бункер, рычажную
систему, весовой механизм, выпускное устройство и систему управ-
ления. Для дозирования компонентов бетонной смеси применяют
комплекты весовых дозаторов серии АДУБ (автоматические доза-
торы установок бетона), предназначенные для смесителей объемом
' 500, 1200 и 2400 л.
В каждом комплекте имеются дозаторы для заполнителей мате-
риалов (АВДИ), для цемента (АВДЦ) и жидкостей (АВДЖ). Ниже
приведены (табл. 31) технические данные этих дозаторов. Дозаторы
снабжены весовыми приборами с бесконтактными системами авто-
матики. На рис. 177 показана схема дозатора этой серии, взвеши-
вающего последовательно две порции инертных материалов.
Рис. 177. Весовой двухфракционный дозатор циклического действия для
заполнителей
263
Т а б л и ц а 311
Технические данные дозаторов
Параметр
Взвешиваемый материал Цемент Песок и щебень Жидкость
Нагрузка в кг: максимальная . . . 150 300 700 600 1200 1300 200 500
минимальная . . . 30 100 100 80 200 400 10 50
Количество взвешивае- мых фракций Цикл взвешивания, с 45 Одна 45 | 35 Две 45 Одна 45 | 35 Две- 45 35
На раме 8 установлены две впускные воронки 5 с секторными
затворами 13, управляемые пневмоцилиндрами 4. Весовой бункер 11
подвешен на рычагах 3 и 9,
бором 1.
соединенных тягой 2 с весовым
Дозатор разгружается через затвор 12, управляемый пневмо-
цилиндром 10. Подача сжатого воздуха в пневмоцилиндры регули-
руется электропневматическими клапанами 6 и 7.
Весовой прибор циферблатного типа (рис. 178) состоит из кор-
пуса Г, в котором установлена рамка 2 и циферблат 6. На рамке
размещена на оси П стрелка 7. На этой же оси жестко насажена ше-
стерня 12, находящаяся
в
зацепле
нии с рейкой 13, связанной пружин-
ной тягой с рычажным мостиком 9.
Мостик шарнирно соединяет устрой-
Рис. 178. Весовой прибор дозато-
ров циклического действия
7
ство, состоящее из малых опорных
секторов 10 и больших грузоприем-
ных секторов 8, жестко соединенных
между собой. На осях рычагов под-
вешены грузы—противовесы 4. Сталь-
ные ленты 5 верхними концами
жестко связаны с корпусом, а ниж-
ними — с малыми секторами. Верх-
ние концы стальных лент 3 закреп-
лены на больших грузоприемных
секторах, а нижние связаны при по-
мощи траверсы 14 с тягой 16, соеди- 1
ненной с весовыми рычагами, на ко- :
торых подвешен бункер дозатора..
264
Для предохранения механизма от пыли и влаги тяга 16 проходит
сквозь масляный затвор 15. Под воздействием силы тяжести бун-
кера большие гр.узоприемные секторы 8 поворачиваются, при этом
малые опорные секторы 10 без скольжения обкатываются потоко-
вым направляющим рамки 2, и таким образом вся система, охва-
тываемая мостиком 9, вместе с рейкой поднимается, поворачивая
стрелку-указатель.
По мере увеличения нагрузки в бункере грузы 4 все более откло-
няются от вертикального положения, увеличивая момент, пока
он не станет равным моменту от взвешиваемого материала. Пока-
зания стрелки при этом соответствуют массе материалов, находя-
щихся в бункере дозатора.
В корпусе весового прибора, со стороны Задней крышки, смон-
тированы элементы автоматики. На рис. 179 показано устройство
системы автоматики, работающей по бесконтактной схеме с исполь-
зованием фотоэлектронного эффекта. В корпусе 6, под крышкой 3,
на кольце 10 при помощи держателей 9 размещены осветительные
лампы 16. Лампы помещены в закрытых цилиндрах, в торце, которых
имеется отверстие для прохода луча света. Лампы располагаются
на кольце в зависимости от дозы взвешиваемого материала. На
стрелке И, приводимой во вращение рейками 15, помещено фото-
сопротивление 12. Когда стрелка подойдет к пучку света, создавае-
мому включенной лампой (нужная лампа включается с централь-
Рис. 179. Фотоэлектронный весовой прибор
Ж5
ного пульта управления), в фотосопротивлении изменяются па--’
раметры электрического тока. Этот сигнал, пройдя усилитель 2, /
включенный через трансформатор 17, передается в электропневмати-
ческий клапан управления впускным затвором дозатора и послед- j
ний закрывается. i
Для фиксации нулевого положения стрелки имеется ртутный I
контакт 13 с постоянным магнитом 5, помещенным в держателе 14.
Фотоэлектрическая система от попадания постороннего света защи- ;
щена экраном 7. Грузовая тяга 8 связана с демпфером 1, который »
быстро гасит колебания стрелки и весовой системы.
В дозаторах с фотоэлектронными датчиками исключается не-<!
своевременное включение дозатора при вибрациях опорных кон-
струкций, упрощается наладка дозатора на различные дозы. Точ- ;
ность работы такого дозатора выше, чем у дозаторов с контактными
системами. j
Рассмотренные весовые приборы работают в автоматическом j
режиме, но требуют ручной переналадки при изменении рецептуры i
смеси, что вызывает остановки в работе. Этот вопрос достаточно |
успешно решен в последних моделях унифицированных циферблат- |
ных указателей (серии УЦК-ЗВД), разработанных ВНИИСтройдор- 1
маш. Они представляют собой базовые весовые головки, оснащенные а
дополнительно задатчиками веса порций. |
Задатчик порций (рис. 180) состоит из бесконтактных электрон- |
ных датчиков 3, закрепленных на задающих стрелках 1, которые |
установлены на зубчатых дисках 8. Положение датчиков изменяется 1
при повороте дисков. Последнее осуществляется вращением 1
соответствующей шестерни 7 при помощи валиков 9 и вернье- j
ров 10. I
Стрелка весового прибора 4, установленная на оси, проходящей 1
в отверстии 6, несет на себе флажок — экран 5. При движении стрелки
флажок проходит в рабочих зазорах 2 датчиков. 1
При заходе флажка в зазор датчика, установленного под нагрузку, I
воздействие магнитного потока коллекторной обмотки генератора |
на базовую ослабевает, что приводит к «срыву» колебаний генера- 1
тора и появлению сигнала, управляющего работой затвора дозатора. J
Приставка-задатчик размещается с лицевой стороны базового весо- |
вого прибора при помощи переходного кольца. -|
На рис. 181 показана приставка, позволяющая дистанционно |
изменять рецептуру смеси и вводить поправки на изменяющуюся 1
влажность компонентов или на качество конечных продуктов произ- Я
водства. Такая аппаратура применяется на заводах, выпускающих Я
бетон различных марок, и при необходимости автоматически изме- 1
нять состав смеси. 1
Бесконтактные электронные датчики 7 с помощью хомутов кре- 1
пятся на диске 6. Датчики взаимодействуют со стрелкой 8 базового Я
весового прибора. Диск 6 установлен на оси 3, смонтированной на Я
плите 12. Вращение диску передается от двигателя 2 через шестерни 4 я
и 5. С шестерней 5 находится в зацеплении шестерня И, закреплен-Я
ная на валу тормоза 1, и шестерня 10 для привода (при необходц- Я
266 9
8
Рис. 180. Задатчик порций весо-
вого прибора
Рис. 181. Приставка к весовым при-
борам для дистанционного управле-
ния дозаторами
мости) специального диска с датчиками, контролирующими угол
поворота диска 6.
Для предотвращения поворота подвижного диска на угол, превы-
щающий 360°, предусмотрен микропереключатель 9.
Тормоз 1 индукционного типа включается одновременно с дви-
гателем 2. При этом якорь магнита сжимает пружину и освобо-
ждает фрикционный диск. ,
Описанные весовые приборы являются унифицированными. Они
позволяют создавать разные автоматические системы: с местной
установкой порций и местным отсчетом показаний, с местной уста-
новкой порций и дистанционным отсчетом показаний, с дистан-
ционной установкой порций и дистанционным отсчетом показаний.’
При этом можно заранее устанавливать несколько вариантов доз
и быстро изменять рецептуру.
В связи с повышением требований к гранулометрическому со-
ставу бетонных смесей, в частности увеличению числа фракций
заполнителей, рационально использовать многокомпонентные доза-
торы. С применением таких дозаторов упрощается дозаторное отде-
ление, что позволяет уменьшить объемы соответствующих помеще-
ний и снизить капитальные затраты.
На рис. 182, а показан весовой автоматический дозатор, спо-
собный отмеривать шесть различных компонентов заполнителя
бетона. Дозатор предназначен для обслуживания смесителей ем-
костью 1200—1500 л. Объем бункера дозатора 1,8 м3, максимальная
навеска 2500 кг.
Материалы подаются в весовой бункер дозатора шестью ленточ-
ными питателями из соответствующих бункеров. Ленточные пита-
267
тели 4 выполнены из узлов, унифицированных с дозаторами непре-“
рывного действия. Привод ленты осуществлен по схеме: двигатель,
вариатор 2 и цепная передача 3. Скорость ленты питателя может
изменяться дистанционно с помощью командоаппарата 1. Весовой
бункер 5 подвешен на упругих лентах 7 к раме 6. Массы бункера и
материалов взвешиваются унифицированным весовым прибором 9
(типа УЦК-500-ОДЗ), соединенным рычагами 8 с подвесной систе-
мой бункера. Схема подвески весового бункера показана на рис. 182,6.
Работает дозатор так. Взвешивается песок, который подается пита-
телем производительностью 150 т/ч и питателем с регулируемой
производительностью 50—150 т/ч. Затем взвешивается щебень фрак-
ций 5—10 и 10—20 м, подаваемый соответствующими питателями.
Далее дозируется щебень крупностью 20—50 и 50-—100 мм. Регу-
лируемые по производительности питатели позволяют изменять
соотношение компонентов, подаваемых из двух отсеков бункеров.
Полное время цикла.дозатора 30 с. Отмеренная доза выгружается
через затворы 10 и 11, расположенные с двух сторон весового бун-
кера. Открывая при помощи пневмоцилиндров 12, управляемых
электрозолотниками 13, левый или правый затвор, можно без при-
менения поворотной воронки (или иных устройств) загружать два
смесителя поочередно, что также упрощает компоновку смеситель-
ного отделения.
Дозаторы цемента работают по такому же принципу, что и до-
заторы для заполнителей и конструктивно аналогичны последним.
Отличие обычно заключается в конструкции питателей и затворов.
Показанный на рис. 183 дозатор цемента типа СБ-87 для смеси-
телей объемом 1200—1500 л состоит из бункера 1, подвешенного
Рис. 182. Весовой многофракционный дозатор для заполнителей бетона
268
на упругих лентах 2 к раме 3: Це-
мент подается в дозатор шнековым
питателем 4.
Дозатор снабжен унифицирован-
ным весовым прибором 5, соединен-
ным рычагами 6 с подвеской бун-
кера. На дозаторе применен рукав-
ный затвор 10, замыкаемый роли-
ками 9 при помощи рычагов 7 и
пневмопривода 8 диафрагменного
типа. Максимальный взвешиваемый
груз достигает 600 кг, время дози-
рования 30 с.
§ 4. ДОЗАТОРЫ НЕПРЕРЫВНОГО
ДЕЙСТВИЯ ДЛЯ СЫПУЧИХ
МАТЕРИАЛОВ
Дозаторы непрерывного действия Рис. 183. Дозатор для цемента
применяют для подачи компонентов циклического действия
в смесители непрерывного действия.
Они должны обеспечивать стабильную подачу материалов с задан-
ной точностью в достаточно широком диапазоне производительности.
По принципу дозирования различают дозаторы объемного и ве-
сового типа. Точность работы первых ниже, чем вторых, ввиду чего
их применяют ограниченно.
Дозаторы весового типа разделяют на одноступенчатые и двух-
ступенчатые (двухагрегатные). Одноступенчатые дозаторы соче-
тают в одном агрегате устройства для непрерывного взвешивания
материала и для регулирования его подачи. В двухступенчатых
дозаторах названные устройства разделены. Они работают более
стабильно, так как меньше «реагируют» на колебания давления
столба материала в бункере и изменения его механических свойств.
На рис. 184—188 показаны весовые дозаторы непрерывного
действия для сыпучих материалов, применяемые на бетоно- и рас-
творосмесительных заводах.
Одноступенчатый дозатор (рис.
184) регулирует производитель-
ность при постоянной скорости
движения ленты транспортера 1
путем, изменения сечения мате-
риала, находящегося на ленте.
Датчиком служит весовой ролик 2,
в зависимости от положения ко-
торого через рычажную систему 3
изменяется положение заслонки 4.
Преимуществом дозаторов такого
типа является их простота устрой-
Рис. 184. Одноступенчатый дозатор с
механической связью датчика и регу-
лятора
269
5
Рис. 185. Одноступенчатый дозатор с электрической связью датчика и
регулятора
ства, а недостатком — пониженная «чувствительность» весового
ролика и инерционность рычажной системы.
На рис. 185 показан одноступенчатый весовой дозатор, в котором
интенсивность потока материала регулируется заслонкой 2, осна-
щенной сервоприводом 3. В зависимости от количества материала
на ленте весовой транспортер 1 изменяет свое положение. Переме-
щения транспортера фиксируются датчиком 5, сигнал которого,
пройдя через усилитель 4, регулирует работу сервопривода заслонки,
в результате чего поддерживается заданная производительность
дозатора.
В одноступенчатом дозаторе (рис. 186) регулируемым параметром
является скорость движения ленты весового транспортера при
неизменном сечении материала на ленте. Весовой транспортер 1
подвешен на тензометрическом датчике 2. В зависимости от коли-
чества материала на ленте изменяется электрический сигнал дат-
чика 2, который через усилитель 5 включает в работу командоап-
парат 4 в сторону большего или меньшего передаточного отношения.
Командоаппарат изменяет передаточное отношение вариатора 3
и, следовательно, частоту вращения ведущего барабана транспор-
тера. Привод транспортера осуществлен по схеме — двигатель 6,
вариатор 3, редуктор 7.
В двухступенчатом дозаторе (рис. 187) регулируемым параметром
является производительность вибролоткового питателя 2, подаю-
щего материал из бункера 3 на весовой ленточный транспортер
Скорость движения ленты транспортера постоянная. В зависимости
от массы материала на ленте стержень индуктивного датчика 7
изменяет свое положение. Сигнал датчика поступает через элек-
тронный усилитесь 6 в дроссель насыщения магнитного усилителя 5,
который изменяет параметры тока, питающего электромагнитный
вибратор 4, т. е. увеличивает или уменьшает амплитуду его коле-
баний. Применение электроники в системах дозаторов, выполнен-
ных по схемам на рис. 186, 187, значительно повышает точность
270
Рис. 186. Одноступенчатый дозатор с электронной системой регулирования
Рис. 187. Двухступенчатый дозатор с вибропитателем с электронной
системой регулирования
Рис. 188. Двухступенчатый дозатор с барабанным питателем с регулируемой ско-
ростью, синхронизированной со скоростью транспортера
работы дозаторов, в результате увеличения «чувствительности»
датчиков и уменьшения инерционности передаточных звеньев си-
стем автоматического регулирования.
На рис. 188 показан двухступенчатый дозатор, в котором регу-
лирование скоростей барабанного питателя 3, установленного под
бункером 4, и ленты транспортера 1 осуществляется в зависимости
от сигнала тензодатчика 2, командоаппаратами 7 и 10. Последние
изменяют передаточное отношение вариаторов 6 и 15 в цепях приво-
дов: двигатели 8 и 11, вариаторы 6 и 15, редукторы 5 и 17 соответ-
ственно. Сигнал датчика поступает в дифференциальный регули-
рующий прибор 14, далее в задатчик 13 и в электронно-регулирую-
щий прибор 12. В прибор 14 вводится также сигнал тахогенератора 16.
Синхронность производительности барабанного питателя и ве-
сового транспортера обеспечивается при помощи балансного реле 9.
При этом передаточное отношение вариатора 6 привода барабан-
ного питателя всегда приводится в соответствие с передаточным
отношением вариатора 15 привода ленточного транспортера. Оте-
чественная промышленность выпускает дозаторы производитель-
ностью от 3,5 до 100 т/ч.
Кинематическая схема дозатора непрерывного действия с регу-
лируемой скоростью весового звена изображена на рис. 189.
Весовой транспортер 4 подвешен к расходному бункеру 1 при
помощи уравновешивающей рычажной системы 2 и тензодатчика
272
веса 3. Электрический сигнал датчика 3, зависящий от массы мате-
риала на ленте питате'ля, будучи усиленным в электронно-регули-
рующей аппаратуре, включает двигатель 7 командоаппарата. Дви-
гатель 7 через редуктор 8 и цепную передачу 6 вращает в ту или
другую сторону винт 5 варйатора 10. Таким образом, передаточное
отношение вариатора изменяется в зависимости от количества
материала на ленте. При этом, следовательно, изменяется частота
вращения барабана транспортера, приводимого в движение дви-
гателем 9 через вариатор 10, редуктор И и цепную передачу 12.
Схема двухагрегатного весового дозатора: для цемента показана
на рис. 190. На раме 1 с помощью системы рычагов 2 смонтирован
весовой транспортер-питатель 3 и весовой шкаф 4. Цемент подается
на весовой транспортер шнековым питателем 5, приводимым в дви-
жение двигателем постоянного тока.
Весовой механизм имеет датчик, сигнал которого, проходя си-
стему усиления и автоматики, изменяет напряжение электрического
тока и угловую скорость двигателя шнекового питателя в зависи-
мости от мгновенной массы материала на транспортере. Таким спо-
собом уменьшается или увеличивается интенсивность подачи мате-
риала на весовой транспортер. Заданная интенсивность подачи
материала устанавливается гирями на коромыслах весового шкафа.
В дозаторах других типов для подачи материала на весовой тран-
спортер применяются вибролотковые питатели.
Разработаны весовые автоматические дозаторы для порцион-
ного отмеривания материалов, принцип действия которых бази-.
руется на схемах дозаторов непрерывного действия. Эти дозаторы
более компактны (особенно по высоте), что позволяет уменьшить
строительные габариты бетонных заводов и обеспечивает высокую
точность дозирования.
На рис. 191 показана схема дозатора цемента типа СБ-72, раз-
работанного ВНИИСтройдормашем. Дозатор состоит из двухбара-
банного питателя 3, соединенного с расходным бункером, весового
ленточного транспортера 6, рычажной подвески 4, следящей си-
стемы 2 и системы управления 5.
18 Заказ 1376 273
Рис. 191. Принци-
пиальная схема до-
затора непрерыв-
ного действия для
обслуживания ма-
шин циклического
действия
При работе дозатора сила тяжести Gx материала, находящаяся
на ленте транспортера, создает момент, направленный по часовой
стрелке относительно точки подвеса транспортера. Этот момент
уравновешивается моментом от груза Р, размещенного на весовом
рычаге. Если моменты не будут равны, то транспортер отклонится
от горизонтального положения и связанный с ним флажок-указа-
тель войдет в прорезь одного из бесконтактных датчиков Т1 или Т2.
Датчик сработает и с помощью пускателя ПМ включит реверсивный
двигатель Ml следящей системы, который через винтовой механизм
будет перемещать груз Р до тех пор, пока не восстановится равно-
весие системы. Одновременно с перемещением груза перемещается
и ведомый диск фрикционного устройства 1.. При отсутствии мате-
риала на ленте ведомый диск находится в центре ведущего диска
фрикционного вариатора.
Перемещение ведомого диска (радиус обкатки) пропорционально
перемещению груза Р, т. е. изменению силы тяжести материала Gx
на ленте. Ведущий диск вращается с угловой скоростью ®вх, про-
порциональной скорости ленточного питателя V. Таким образом,
угловая скорость ведомого диска будет пропорциональна произ-
ведению Gxv, т. е. пропорциональна производительности дозатора,
а количество оборотов, которое совершит ведомый диск, будет про-
порционально количеству материала, прошедшему через дозатор.
В качестве суммирующего счетчика используется реле счета
импульсов, на котором заранее устанавливается контрольное число
импульсов, соответствующее требуемой дозе. При достижении числа
импульсов заданному дозатор останавливается. Цена деления счет-
чика легко изменяется путем установки на вал ведомого диска звез-
дочек с разным числом зубьев.
Точность работы дозатора во многом зависит от скорости пере-
мещения груза Р. Увеличение скорости перемещения груза до.
определенного предела повышает точность работы дозатора. Чрез-
мерное увеличение скорости перемещения груза приводит к авто-
колебаниям системы. Из этих условий скорость перемещения груза
274
выбирается такой, чтобы 90% замеров укладывались в допуск откло-
нения дозы —2% и отсутствовал автоколебательный режим.
Дозатор такого типа может отмерять дозы от 200 до 1000 кг.
Цена деления счетчика 1,2 кг. Погрешность работы —2%. Макси-
мальное время цикла дозирования 120 с.
§ 5. ОСОБЕННОСТИ ЭКСПЛУАТАЦИИ
Точность работы дозаторов зависит от состояния весовых механиз-
мов и соответствующей регулировки систем автоматического управ-
ления. Для безотказной и точной работы дозатора необходимо еже-
дневно проводить профилактические осмотры дозаторов с выпол-
нением регулировок и поверок. <
Весовые механизмы дозаторов не реже 1 раза в квартал прове-
ряют с помощью образцовых комплектов гирь. Сначала выверяют
тару дозаторов и испытывают их в ненагруженном состоянии. При
этом стрелка циферблатного указателя должна быть на нуле. Урав-
новешенная система дозаторов при намеренном нарушении ее рав-
новесия должна после 2—3 колебаний возвращаться в нейтральное
положение.
Затем дозаторы проверяют под нагрузкой контрольными гирями
при максимальной, половинной и наименьшей нагрузке. При всех
этих поверках проверяют «чувствительность» весового механизма.
«Чувствительность» циферблатного указателя должна быть такой,
чтобы груз-допуск отклонял стрелку не менее чем на одно деление.
Весовые дозаторы непрерывного действия проверяются взвешива-
нием проб, отобранных за некоторое время (регламентируется
паспортом) работы дозатора в установившемся режиме.
Перед пуском дозаторов в работу следует проверить состояние
электрических цепей, магистралей сжатого воздуха и концевых
выключателей. Необходимо тщательно следить за состоянием уплот-
нений и манжет пневмоцилиндров и электровоздушных клапанов,
так как при их износе работа дозатора нарушается вследствие за-
медленного хода воздушных приводов. Во время работы необходимо
наблюдать за исправностью всех агрегатов дозаторов, не допускать
повышения доз или производительности дозаторов.
18*
Раздел IV. МАШИНЫ ДЛЯ ПЕРЕМЕШИВАНИЯ
МАТЕРИАЛОВ
Л
Глава 1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О ПРОЦЕССАХ |
ПЕРЕМЕШИВАНИЯ И СМЕСИТЕЛЬНЫХ 4
МАШИНАХ |
$
§ 1. ПРОЦЕСС ПЕРЕМЕШИВАНИЯ I
I
Процесс перемешивания заключается в интенсивном перемещении -I
участков и частиц смеси внутри общего объема. Процесс перемеши- '|
вания может осуществляться: |
1) для создания оптимальной поверхности реагирующих ве-
ществ; И
2) с целью изменения физического состояния вещества (для рас-
творения, кристаллизации и т. п.);
3) для ускорения химических реакций и теплопередачи; -ч
4) для получения суспензий, эмульсий, паст. ч
Перемешивают вещества, находящиеся в одинаковых и различ- У
ных агрегатных состояниях: твердые компоненты с твердыми, твердые |
с жидкими, газообразные с жидкими, жидкие с жидкими и т. п. -3
Так, при производстве силикатных изделий смесь готовят из песка, -
извести .и воды. При изготовлении бетонных изделий смесь готовят
из цемента, песка, щебня и воды. Вяжущие вещества (цемент) и вода 4
составляют активную часть бетонной смеси. В результате химиче-
ской реакции между ними, образуется цементный камень, прочно !
соединяющий скелетные части (песок и щебень) бетона. На конеч- j
ную прочность бетона, помимо оптимального состава, большое влия- я
ние оказывают однородность смеси, достигаемая при перемешивании. ’1
я
§2 . КЛАССИФИКАЦИЯ СМЕСИТЕЛЬНЫХ МАШИН ]
По способу перемешивания смесительные машины и оборудование J
можно разделить на механические, газовые и комбинированные^
В зависимости от7 режима работы различают смесительные машины’З
периодического и непрерывного действия. По технологическому!
назначению в зависимости от физического состояния перемешивае- J
мых веществ смесительные машины разделяют на: я
1. Машины для перемешивания жидких смесей (шлама, шликера,'»
глазури, красителей и т. п.). Машины этой группы бывают цикли-Я
ческого и непрерывного действия. К ним относятся крановые, шла-Я
мовые, пропеллерные, турбинные, планетарные, грабельные и дру-Я
гие смесители. Ц
2. Машины для перемешивания сухих порошковых и зернистых
материалов (возможно с последующим увлажнением^ К этой группе
машин относятся в основном лопастные, бегунковые, планетарные
и другие смесители механического типа принудительного действия,
3. Машины для приготовления грубодисперсных суспензий (бе-
тонных смесей, строительных растворов, керамических и других
масс). По способу процесса перемешивания эти машины разде-
ляются на смесители принудительного перемешивания с помощью
движущихся лопастей и гравитационные смесители, в которых
перемешивание осуществляется во вращающемся барабане в ре-
зультате подъема и падения компонентов.
Особую группу машин длй приготовления бетонов и растворов
составляют вибрационные смесители, в которых перемешивание
осуществляется под воздействием многочастотных колебаний.
Г л а в а 2. СМЕСИТЕЛЬНОЕ ОБОРУДОВАНИЕ
для приготовления жидких Суспензий
и ЭМУЛЬСИЙ
§ 1. СМЕСИТЕЛИ ДЛЯ ПРИГОТОВЛЕНИЯ ШЛАМА
ПРИ ПРОИЗВОДСТВЕ ЦЕМЕНТА
Смесительное оборудование этой группы предназначается для доиз-
мельчения, перемешивания, диспергирования и поддержания во
взвешенном состоянии в воде частиц глины, мела и других компо-
нентов сырьевой смеси для производства клинкера.
Влажность шлама для разных видов сырья составляет 40—60%.
Доизмельчение и перемешивание компонентов шлама производится
стационарными смесителями называемыми глиноболтушками.
Глиноболтушка (рис. 192) состоит из резервуара 7,
помещенного в бетонный бассейн, на котором установлен мост /.
Шлам перемешивается в кольцевом резервуаре боронами 8, под-
вешейными на цепях 6 к траверсе 5, которая вращается на оси 3
двигателем 4 через планетарный редуктор 2 и зубчатое колесо,
укрепленное на траверсе.
Измельченный и перемешанный с водой материал выводится
через решетку разгрузочного отверстия, расположенного в нижней
части боковых стенок бассейна.
На рис. 193 показана схема модернизированной глиноболтушки
(типа СМЦ-427) с центральным приводом траверсы. В этой кон-
струкции отсутствует мост и открытая коническая зубчатая пара.
Траверса 1 приводится во вращение фланцевым двигателем 2,
через планетарный редуктор 4, установленный- на вращающейся
траверсе. Бассейн закрыт перекрытием 5, на котором установлен
токосъемник 3 для подвода электроэнергии к вращающемуся двига-
277
Рис. 192. Смеситель для приготовления глиняных эмульсий
телю. Рассматриваемая конструкция отличается компактностью, \
надежностью и имеет меньшую материалоемкость, чем глинобол- г
тушка, показанная на рис. 192. -j
Производительность глиноболтушек достигает 100—150 т/ч (по
сухому материалу).
Основы расчета глиноболтушек. При перемещении рабочих орга-
нов глиноболтушки в шламе на них действуют: сила тяжести G
бороны, центробежная сила инерции Q и окружная сила Р сопро- л
тивления движению, оказываемая шламом (рис. 194, а).
Сила сопротивления перемещению бороны (Н) может быть опре-
делена исходя из уравнения Ньютона—Кармана
P = cpF^-, ' (379)
Рис. 193. Модернизированная глиноболтушка
278
a — силы, действующие на рабочие органы; б — силы, действующие на лопасть; в и
г — схемы к расчету подвесок; д — силы, действующие на балку смесителя
где с — гидравлический коэффициент сопротивления, зависящий
от формы лопастей и режима движения жидкости;
р — плотность шлама, кг/м3;
F — площадь лопастей, м2;
v — скорость движения лопастей, м/с.
Ввиду того, что окружные скорости движения лопастей будут
различными на разных радиусах, характер течения вокруг лопастей,
разноудаленных от оси вращения, также будет разным, что услож-
няет определение коэффициента с. Поэтому целесообразнее окруж-
ную силу сопротивления, приходящуюся на каждую борону, опре-
делять из мощности двигателя (Н), устанавливаемой опытным
путем
р_ М = ЮООЛГт]
^пр2 ^?прйЭ2
(380)
где М — крутящий момент на приводном валу, Н-м;
N — мощность двигателя, кВт;
7?пр — радиус приложения силы сопротивления движению, м;
z — число борон;
ц — к. п. д. привода;
<в — угловая скорость траверсы, рад/с.
Радиус приложения суммарной силы сопротивления движению
может быть определен исходя из следующих рассуждений.
При вращении некоторой лопасти в жидкости на каждую ее
элементарную площадку будет действовать элементарная сила со-
противления (рис. 194, б). Эквивалентный крутящий момент от
279
суммарной силы сопротивления будет равен интегральной сумме
моментов от всех элементарных сил
PRnp = j dPr. (381)
rt
Тогда
Гг
j dPr
= (382)
Учитывая, что согласно зависимости (379)
dP ~ ср dF = ср со2/-2 dr,
а
^2
Р= |ф -b2-(,Frdr, '
Г1 '
получим
? 6 Г2
J ср — со2;-3 dr J г3 dr
Яир = ------• (383)
J ср' -у- соМ dr J г3 dr
г, Н . ' - .
Проинтегрировав, получим
D __ 3 (Г2 ~ г1) (384)
Силы, действующие на подвески бороны в плоскости, перпенди-
кулярной диаметральному сечению, показаны на рис. 194, в.
Сила сопротивления движению лопастей Р стремится отклонить.,
борону от вертикального положения. Этому препятствует состав-
ляющая от силы тяжести бороны G sin а.
Для обеспечения нормальной работы необходимо выполнить,
условие •
Р G sin а. (385)
Практически масса бороны достаточно велика и это условие;
обеспечивается. -
Схема сил, действующих на систему подвесок в диаметральной;
плоскости, показана на рис. 194, а. Кроме силы тяжести G при вра-(
щении бороны возникает центробежная сила инерции Q, которая^
стремится отклонить борону к периферии. При диагональной под-.
280
веске внешний конец бороны может переместиться только по-дуге
радиусом ОВ, т. е. он приподнимается и борона займет наклонное
положение. Если это явление будет иметь место, то внешняя верти-
кальная подвеска будет разгружена, а диагональная подвеска
нагружена максимальной нагрузкой.
Чтобы определить усилия в диагональной подвеске, перенесем
силу инерции Q из центра тяжести системы (точки А) в точку кре-
пления диагональной цепи (точку В), приложив к системе дополни-
тельный момент Мо = Qe.
Согласно схеме на рис., 194, г усилие в диагональной подвеске
Тша31 = (2со8р+481ПР, (386)
где Q = -у- (о2г0 — центробежная сила инерции, Н;
G — сила тяжести бороны, Н;
<о — угловая ' скорость траверсы, рад/с;
г0 — расстояние от оси вращения до центра тяжести
бороны, м;'
р — угол между траверсой и диагональной под-
веской.
Из анализа рассматриваемой схемы следует, что для обеспече-
ния горизонтального положения бороны необходимо выполнить
условие
Qsinp^-J
(387)
или
mco% sin р < g cos р,
т. е. угловая скорость траверсы (рад/с) не должна превышать
(388)
Внутренняя вертикальная подвеска нагружена силой тяжести
бороны и усилием от момента Мо.
Усилие в подвеске определим, составив уравнение моментов сил
относительно точки В
Мо + -%-a—Sa = 0. (389)
Усилие во внутренней вертикальной продвеске
s=4+-4- / (39°)
При малых углах поворота бороны г —» 0 и практически
281
Балка траверсы испытывает напряжения изгиба (рис. 194, 6).
Максимальный момент будет в месте крепления балки траверсы
к станку
(391)
Крановые пневмомеханические смесителиД
предназначены для гомогенизации резервов шлама в шламовых '<
бассейнах. ;
На рис. 195 показана схема распространенного смесителя с дву- j
сторонним мостом, устанавливаемого в шламовом цилиндрическом ’
бассейне 1. Крановый смеситель имеет два моста: основной 15 и ?
соединенный с ним шарниром 8, дополнительный мост 14. Одним j
концом мосты соединены с центральной опорой 9, другим опираются 1
на ходовые тележки 13, которые, перемещаются приводом 12 по коль- ’(
цевому рельсу 16, проложенному на стенках бассейна. Каждый мост J
имеет по пять лопастных смесителей 2 с индивидуальными приво- ?
дами. Позади лопастных смесителей (по ходу движения) располо- •
жены рамы со скребками 11. Шлам перемешивается скребками при ‘
перемещении мостов по кругу и вращающимися вокруг собственных
осей лопастными смесителями, а также сжатым воздухом, подавае-
мым по трубе 5 и коллектору 6 к соплам, расположенным на лопаст-
ных смесителях и скребках.
Шлам поступает в бассейн через бак 7 и шламопроводы 10 в вер-
тикальные течки, равномерно распределяющие его по бассейну. .
Разгрузка шлама из бассейна производится из приямка, располо-
женного в центре бассейна, с помощью насосов. 1
Смеситель оборудован кран-балкой 4 с тельфером. Один конец -
кран-балки опирается на центральную стойку, другой перемещается ,
по кольцевому рельсу <3, Крановый смеситель установлен в бассейне -
диаметром 35 м, объемом 8000 м3. (
На рис. 196 показан крановый смеситель с погруженными в шлам,
мостами. Смеситель установлен на железобетонном цилиндрическом
бассейне 1 диаметром 30 м, высотой 8,5 м.
Перемешивание производится сжатым воздухом, подаваемым
по трубопроводу 4, проложенному на мосту 2. Воздух поступает,
в коллектор 6 и далее по трубкам 7 в сопла 12, размещен-
ные на фермах-мостах 13. Вращение погруженным фермам сооб-
щается через центральный поворотный корпус 8, установленный на'
подпятниковой опоре. Балка ведущего моста 9 одним концом сое-
динена с корпусом 8, а другим опирается на ходовое колесо 11 с инев-'
матической шиной, которое приводится во вращение двигателем 10."
Колесо обкатывается по круговой бетонной дорожке бассейна I
сообщает поворотное движение системе: мост — вращающийся кор;
пус — погруженные фермы. Шлам подается в бассейн по трубе
через резервуар 5.
Рассмотренный тип смесителя отличается простотой конструк
ции, меньшим расходом материалов и энергии, большей надежность»
282
OOSQI
йЫБ
Рис. 195. Крановый пневмомеханический
смеситель для гомогенизации шлама
Рис. 196. Крановый смеситель с мостами, погруженными в шлам
в работе, чем крановый смеситель с верхним расположением мостов.
Технические показатели крановых шламосмесителей приведены
в табл. 32. .
Основы расчета крановых пневмвомеханических смесителей. Мощ-
ность, потребляемая крановым смесителем, расходуется на вращение
лопастей смесителей и перемещение" всего моста.
Мощность привода каждого смесителя рас-
ходуется на преодоление сопротивлений вращению лопастей в шламе
и может быть рассчитана по следующей методике.
Таблица 32
Технические показатели крановых шламосмесителей.
Параметр АУ-515 ЦП-16 ЦП -17 км-i КМ-9
Диаметр бассейна, м .... 25 35 25 35 35 |
Высота шлама в бассейне, м 5,4 6,6 5,4 5,95 8,-85
Полезный объем бассейна, м? 2500 5700 2500 6000 8000 ?
Частота вращения об/с; «
лопастей . 0,08 0,08 0,08 0,08
моста 0,004 0,004 0,008 0,004 0,008
Условная производительность,
м3/ч — — — 400 600 я
Установленная мощность дви- •
гателей, кВт 28 42 47 98 104 >
Масса, т 50,0 65,3 71,5 119,2 53,0 *
284
Выделим на какой-либо лопасти элементарную площадку
(рис. 197, а). Мощность, затрачиваемая на преодоление сопротив-
лений среды при движении этой площадки,
dN = = dPrra0. (392)
Согласно уравнению Ньютона—Кармана гидродинамическое со-
противление этой площадки
dP = ср dFv2 = cpb cos ar2©2 dr,. (393)
где с — гидравлический коэффициент сопротивления движению,
зависящий от формы лопасти и режима движения жид-
кости (числа Рейнольдса), для лопастей прямоугольной'
формы он может быть принят равным 0,64—0,7;
р — плотность шлама,- кг/м3;
b — ширина лопасти, м;
а — угол установки лопасти, по отношению к оси вращения;
®с — угловая скорость мешалки, рад/с.
Мощность, необходимая для вращения г лопастей, (кВт)
Г 2 Гг '
Мс = z J dPr(oe — cpb cos асо® J г3 dr;
о 'i
Г4 — г4
Nc = zcpb cos ос©3 42, , (394)
где гл и r2 — радиус внутренней и наружной кромки лопасти, м.
При точных расчетах должны быть учтены в качестве лопастей
и кронштейны, несущие лопасти и другие крепежные элементы.
Для первоначальных расчетов можно полученное значение Nc
увеличить, ввёдя коэффициент запаса &3«1,3.
Тогда мощность двигателя привода смесителя (кВт)
*д = -^, (395)
где ц — к. п. д. привода.
Рис. 197. Схемы к расчету крановых смесителей:
а — сил, действующих на лопасть; б — общая
285
(396)
Мощность привода мостов затрачивается на пре-
одоление сопротивлений при переносном движении мешалок и гра- .
бель в бассейне и на преодоление сопротивлений при перемещении
тележек по рельсам (рис. 197, б). Крутящий момент в общем виде, л
затрачиваемый на преодоление сопротивлений при переносном дви-
жении в бассейне очагов перемешивания, (Н-м) $
где Ri — расстояние от оси центральной колонны до оси соответ-
ствующего лопастного смесителя, м. ,*
Сила сопротивления переносному движению каждого смесителя (Н)
Pi==cpFKvl (397)'
где vt = ом7?(- — окружная скорость переносного движения сме- ,
сителя, м/с;
о\, -- угловая скорость моста, рад/с.
Суммарное миделево сечение (проекция всех лопаток на плос- :
кость, перпендикулярную направлению движения) лопастей смеси-
теля, (м2) (
Fv = У cos a cos yif (398) s
1 J
где F,-— площадь элемента (лопасти, кронштейна и т. д.), м2; •
а — угол установки лопасти;
у. — угол между плоскостью проекции т—т и соответствую-;
щим радиусом размещения лопасти (рис. 197, б).
Так, например, миделево сечение лопастей мешалки, имеющей,<
согласно схеме на рис. 197, а, восемь лопастей шириной Ь, дли-
ной I = г2 — ri и толщиной б, установленных под углом а = 45й,'
составит в м2:
для лопастей 1 и 5
Fz = 2b (r2 — t\) cos a dr^,
для лопастей 2, 4, 6 и 8
Fa — 4 [b (r2 — л,) cos a cos у -j- d/4 cos y],
где d — диаметр кронштейнов лопастей, м;
для лопастей 3 и 7
Fa = 2Ь8.
Миделево сечение центральной трубы (м2)
= DH,
где D —диаметр центральной трубы мешалки, м;
Н — высота погруженной части трубы, м.
Кроме мешалок мосты вращают также систему скребков-граб'
лей. Крутящий момент, затрачиваемый на их вращение, (Н-м]
Мгр = Ргр7?ср, (399]
где /?ср — средний радиус граблей, м.
286
Сила сопротивления движению граблей
Prp = cpFnpo2. (400)
Приведенная площадь граблей (м2)
F^ = Lhkc, (401).
где L и h — длина и высота рамы граблей, м;
kc — коэффициент сплошности конструкций (для первона-
чальных расчетов можно принять kc = 0,254-0,3).
Тогда
Л4гр = cf>Lhkc(olRlp. (402)
Мощность, необходимая на перемещение мешалок и граблей,
(кВт)
М- ('Ия+ХГ,>‘“ , ' (403)
где ?гр — число граблей.
Мощность, расходуемая на передвижение рельсовых тележек,
М2-Мк+Мс. (404)
Мощность на преодоление сопротивлений качению (кВт)
f405)
где Q — нагрузка на тележку, Н;
vT — окружная скорость перемещения тележки, м/с;
kw — коэффициент сопротивления движению тележки по рель-
сам (kw 0,024-0,03).
Мощность, расходуемая на трение при разворотах тележек при
движении по кольцевому рельсу (кВт)
= (406)
где оск = -к — средняя скорость скольжения колеса по рельсу
при развороте, м/с;
®м — угловая скорость моста, рад/с;
— ширина колеса, м;
р — коэффициент трения скольжения колес по рель-
сам (р 0,1 4-0,15).
Мощность, расходуемая на трение в центральной цапфе, обычно
невелика и может быть учтена к. п. д. привода.
Суммарная мощность двигателя привода моста
^3=^4^- <407>
287
§ 2. СМЕСИТЕЛИ ДЛЯ ПРИГОТОВЛЕНИЯ
ГИПСОВЫХ СОСТАВОВ
Смеситель непрерывного действия, показанный на рис. 198, приме-
няется для насыщения гипса водой и тщательного перемешивания 1
шихты при производстве гипсовой штукатурки. ‘
Гипс подается по загрузочному патрубку 5 в резиновый рукав 6 ’
конической формы, охватывающий вертикальный вал. Далее гипс
разбрасывателем 11, выполненным из нержавеющей стали, подается
в смесительную камеру, образованную днищем 1, алюминиевым
кольцом 2 и резиновой крышкой 3. Крышка прижимается к кор-..
пусу стальным кольцом 4 и крепится быстродействующими болто-? !
выми зажимами.
По центральной трубе 8, проходящей сквозь полый вал 9, в сме-
сительную камеру подается вода. Вода и гипс интенсивно переме-
шиваются лопастями 13, установленными на кронштейнах 12. Вал
смесителя, установленный в подшипниках 10 и 15, приводится во
вращение ременной передачей через шкив 7. Готовое гипсовое тесто
выливается непрерывным потоком на ленту конвейера по патруб- ,
кам 14.
Производительность смесителя достигает 10 т/ч.
Лопастной смеситель, показанный на рис. 199, применяется
для приготовления гипсовой смеси при производстве блоков. Сме-
смесь
288
Рис. 199. Лопастной гипсосмеситель
ситель состоит из разъемного корпуса 3, нижние и верхние половины
которого соединены шарниром 9 и закреплены болтами 1Q. На тор-
цовых крышках 1 размещены подшипники 6, в которых установлен
вал со смесительными лопастями 5. Корпус внутри облицован листо-
вой нержавеющей сталью 4. Гипс и вода подаются в приемник 2,
а готовая смесь выходит по патрубку 8.
Вал приводится во вращение двигателем через ременную пере-
дачу 7. Лопасти вала изготовляются из нержавеющей стали, а крон-
штейны лопастей — из латуни.
§ 3. СМЕСИТЕЛИ ДЛЯ ПРИГОТОВЛЕНИЯ
ГЛИНИСТЫХ СУСПЕНЗИЙ ПРИ ПРОИЗВОДСТВЕ
КЕРАМИЧЕСКИХ ИЗДЕЛИЙ
Для роспуска глин, каолинов и других материалов применяют гори-
зонтальные лопастные смесители циклического действия (рис. 200).
Смеситель состоит из корпуса /, футерованного изнутри керами-
ческой или дубовой облицовкой, вала 2, приводимого во вращение
от двигателя через редуктор 4. К валу при помощи кронштейнов
крепятся лопасти 3, выполняемые из стали или дубовых брусьев,
Рис. 200. Лопастной смеситель
19 Заказ 1376
289
Рис. 201. Планетарный смеситель
когда необходимо избежать загряз-
нения шихты продуктами износа ме-
таллических лопастей. Готовую сус-
пензию сливают из смесителя через
патрубок 5. Производительность
смесителя определяется его объе-
мом и временем, необходимым для
роспуска глины и перемешивания
суспензии, которое в зависимости от
сорта глины может составлять не-
сколько часов. .
Чтобы предупредить осаждение
частиц глины или глазури в суспен-
зии, необходимо их постоянное побуждение. Для этих целей
применяют планетарные и пропеллерные смесители.
Планетарный смеситель (рис. 201) устанавливается в круглых
или прямоугольных бассейнах. Керамическая масса перемешивается
гребенчатыми рамами 1, подвешенными на валах, установленных
в подшипниках на траверсе 3. На валах, несущих смесительные
рамы, жестко установлены зубчатые колеса 2, входящие в зацепле-
ние с неподвижным центральным колесом 4.
При вращении траверсы через ременную передачу 6 и редуктор 5
сателлиты 2 получают вращение вокруг собственных осей и одно-
временно перемещаются в переносном движении вокруг центральной
стойки. Таким образом рабочие органы смесителя совершают слож-
ное планетарное движение.
Пропеллерные смесители более эффективны и быстроходны, чем
планетарные. Их можно устанавливать в различных точках бас-
сейна. Перемешивание компонентов осуществляется быстровращаю-
щимися лопастями — пропеллером 1, установленным на вертикаль-
ном валу 2, приводимом в движение от двигателя 3 через редуктор 4
(рис. 202, а, б).
Рис. 202. Пропеллерный смеситель:
а — установленный в бассейне; б — кинематическая схема
При вращении винта происходит циркуляция смеси в основном
и вертикальном направлениях: в центре поток направлен вниз, у пе-
риферии — вверх (рис. 202, а). Куски глины увлекаются струями
воды, ударяются о дно и, находясь в интенсивном движении, диспер-
гируют до жидкой суспензии. Чтобы предотвратить вращательное
движение суспензии, бассейны изготовляют шести- или восьмигран-
ной формы. Обычно диаметр резервуара делают в 1,5 раза больше
его высоты.
Смесители с диаметром винта до 300 мм изготовляют чаще всего
со встроенным в корпус двигателя редуктором (рис. 202, б).
Технические данные пропеллерных смесителей приведены
в табл. 33.
Таблица 33
Технические показатели пропеллерных мешалок с углом
наклона винтовой линии лопастей 22° 30'
Параметр СМ-247 СМ-243Б СМ-244 j ’ СМ-489А
Диаметр лопастей, м 0,3 0,5 0,75 0,9
Глубина резервуара, м 1,3 2,1 2,5 2,5
Частота вращения лопастей, об/с . . . 5 4,2 3,3 2,7
Мощность двигателя, кВт 1,0 2,8 4,5 10,0
Масса, кг 190 550 725 1220
Принцип работы пропеллерных смесителей и осевых винтовых
насосов аналогичен. Поэтому основы расчета осевых насосов могут
быть применимы к расчету пропеллерных смесителей.
Количество жидкости, перемещаемой смесителем (условная про-
изводительность), (м3/с)
П - (408)
где kx — коэффициент возврата и проскальзывания жидкости,
равный 0,7—0,8;
k2 — коэффициент сужения сечения потока лопастями винта,
равный 0,7—0,75;
R — радиус наружной кромки лопасти, м;
voc — осевая скорость потока, м/с.
Мощность, необходимая для вращения лопастей определяется
расходом (производительностью) и давлением, создаваемым мешал-
кой.
Работа или энергия, затрачиваемая на перемещение некоторой
массы т, (Н-м)
19*
291
Масса жидкости, перемещаемая мешалкой в единицу времени,
т = k^^Fv^, (10)
где р — плотность смеси, кг/м3.
Работа за 1 с или мощность в Вт
v _ k^pFv^
™ ~ 2
(411)
Частицы жидкости, перемещаемой винтовыми лопастями, имеют
сложное движение в осевом, круговом и радиальном направлениях.
При уточненных расчетах для определения давления, развиваемого
мешалкой, следует учитывать абсолютные скорости движения частиц.
Но с достаточной для инженерных расчетов точностью, в качестве
определяющей скорости движения может быть принята осевая
скорость. Тогда мощность (Вт) будет равна
иос
Л “ 2
(412)
Учтя, что F == я/?2 и пос = tg а, где со — угловая скорость
мешалки, рад/с; а — угол подъема винтовой линии лопастей, полу-
чим мощность двигателя (кВт)
>, ___ А1й2рл7?8<а3 tg3а
— 2000г)
(413)
где т] — к. п. д. привода.
Угловая скорость i
6 ~ 8
со— R .
мешалки (рад/с)
Мощность привода лопартных и планетарных смесителей опре-
деляется так же, как для смесителей шламов.
Пример 9. Рассчитать мощность двигателя пропеллерного сме-
сителя, у которого R = 0,35 м, а = 22° 30', со — 20,7 рад/с, р —
= 1200 кг/м3.
Примем, что k2 — 0,7, = 0,72, тогда
0,7.0,72-1200-3,14-0,355-20,73-0,4143 о QQ „
ЛГдв =--------------2000-0,92- -----;----= 3,38 кВт.
На смесителе установлен двигатель N = 4,5 кВт.
§ 4. ОСОБЕННОСТИ ЭКСПЛУАТАЦИИ ОБОРУДОВАНИЯ
ДЛЯ ПРИГОТОВЛЕНИЯ СУСПЕНЗИЙ И ЭМУЛЬСИЙ
Рассмотренная группа смесительного оборудования отличается боль-
шими габаритными размерами. При проектировании и монтаже его
следует особое внимание обращать на обеспечение необходимых
(согласно нормам) проходов, монтажных и ремонтных площадок.
292
Все рабочие посты, переходные мосты, трапы и т. д. должны иметь
ограждения, исключающие возможность падения людей в шламо-
вые бассейны и препятствующие их доступу к движущимся частям
машин. Особое внимание при эксплуатации смесителей необходимо
уделять состоянию электрических цепей и электрооборудования,
так как при их неисправности резко возрастает угроза поражения
током, ввиду того что машины работают в жидкой среде. Рабочие
посты машинистов должны быть установлены на электроизоляторах.
Состояние линии заземления и оборудования, находящегося под
напряжением, должно контролироваться перед началом каждой
смены.
Глава 3. СМЕСИТЕЛИ ДЛЯ ПЕРЕМЕШИВАНИЯ СУХИХ
ПОРОШКОВЫХ И ВЯЗКОПЛАСТИЧЕСКИХ.
СМЕСЕЙ
§ 1. ЛОПАСТНЫЕ СМЕСИТЕЛИ
С ГОРИЗОНТАЛЬНЫМИ ВАЛАМИ
Для перемешивания глины при Сухом и пластичном формовании
керамических изделий, а также для подготовки шихты в стекольном,
силикатном и других производствах, широко используют одноваль-
ные и двухвальные лопастные смесители непрерывного и цикличе-
ского действия. Смесители этой группы применяют как для приго-
товления шихты из нескольких компонентов, так и для приготовле-
ния однородной гомогенной массы в сухом виде или с увлажнением.
Увлажнение может производиться водой или паром низкого давле-
ния. В последнем случае достигается более высокое качество изделий,
так как пар прогревает массу и затем, конденсируясь, увлажняет
ее. Главным параметром лопастных смесителей принята их произ-
водительность. Промышленность СССР выпускает смесители про-
изводительностью (по глине): 3, 5, 7, 18 и 35 м3/ч с диаметром ло-
пастей соответственно 350, 600 и 750 мм.
На рис. 203 показан двухвальный лопастной смеситель непре-
рывного действия. Он состоит из корытообразного корпуса 2, зак-
рытого крышкой 1, в котором размещены горизонтальные валы <?,
с установленными на них лопастями 5. Валы приводятся во враще-
ние навстречу один другому двигателем 10, через фрикционную
муфту 9, редуктор 8 и зубчатую пару 7.
Лопасти устанавливают под углами, при которых достигается
оптимальное соотношение окружных и осевых скоростей перемеще-
ния частиц, в результате чего обеспечивается нужное время прохо-
ждения компонентов от окна 6 до разгрузочного люка 15 и, следо-
вательно, качество перемешивания.
293
Для увлажнения смеси сквозь
зазоры в чешуйчатом днище 14
поступает пар, который подводит-
ся по трубе 13 через распредели-
тели 12. Для уменьшения потерь
тепла нижняя часть корпуса зак-
рыта кожухом 11, заполненным
минеральной ватой.
Массу можно увлажнять и во-
дой, подаваемой по коллектору 4.
Для обеспечения высококаче-
ственного перемешивания приме-
няют двухвальные противоточные
смесители. Конструктивно они
идентичны смесителю, показан-
ному на рис. 203, но углы уста-
новки лопастей на валах противо-
положны по знаку. Такая схема
установки лопастей (рис. 204) соз-
дает определенные встречные по-
токи частиц, при общем напра-
влении движения смеси к раз-
грузочному окну, поскольку угло-
вая скорость вала 1 больше угло-
вой скорости вала 2.
Углы установки лопастей и
соотношение угловых скоростей
валов для конкретных условий
определяются опытным путем.
Для предварительного переме-
шивания сухих смесей применяют
одновальные лопастные смесите-
ли. Чаще всего они выполняют
две функции: перемешивают и пе-
ремещают материалы, например,
из бункеров в другие агрегаты.
Конструктивно такие смесители
аналогичны рассмотренным выше,
но имеют один лопастной вал.
Для особо тщательного пере-
мешивания (трудногомогенизи-
руемых смесей) применяют смеси-
тели циклического действия, на-
пример, двухвальные смесители
с Z-образными лопастями. В за-
висимости от требуемой однород-
ности продолжительность переме-
шивания в таких смесителях мо-
жет составлять 20—30 мин.
294
Двухвальные лопастные сме-
сители^'непрерывного действия
могут работать и в цикличе-
ском режиме, если их снабдить
затвором и изменить схему уста-
новки лопастей.
Расчет лопастных смесите-
лей. Производительность цикли-
ческих смесителей (м3/ч)
П = Vz, (414)
где V—объем смесителя, м3;
z— число циклов в час.
Производительность смесителей непрерывного действия в общем
виде
П = 3600Fooc,
Рис. 204. Двухвальный противоточный
смеситель
(415)
где F—площадь поперечного сечения потока материала'в сме-
сителе, м2;
voc — осевая скорость движения материала, м/с.
С некоторым допущением рабочие органы лопастного смесителя
могут рассматриваться как шнек с прерывистым винтом. Осевая
скорость движения материала (м/с) зависит от окружной скорости
лопастей, их формы и схемы установки
= (416)
где
kB — коэффициент возврата смеси, вследствие перемеши-
вания, равный 0,68—0,75;
1/гп — коэффициент прерывистости винтовой поверхности;
и = — окружная скорость лопастей, м/с;
со — угловая скорость лопастного вала, рад/с;
R — радиус наружной кромки лопасти, м;
( Р — угол подъема винтовой линии, образуемой лопа-
у стями
tg ₽ ~2nR ’
t — шаг винта лопастей.
Коэффициент kn представляет собой отношение площади проек-
ции лопастей на винтовую поверхность к площади сплошной вин-
товой поверхности в пределах одного шага. При очертаниях лопа-
стей, близких к прямоугольным, отношение площадей можно за-
менить отношением проекций ширины лопастей на винтовую ли-
нию, к длине винтовой линии (рис. 205), тогда
, _ 6 cos a fa-га) /4]7ч
2л7? ’ V*1')
cos р
295
ПодсТаВиВ значение kn в формулу (416), получим
п 36007?2йвюЬ cos a (zj — z2) sin (J ,
7/-------------------2 й н,
(418)
где b — ширина лопасти, м; )
zr и z2 — число лопастей в пределах одного шага соответственно \
с положительным и отрицательным углами уста-
новки;
а — угол наклона лопасти к винтовой поверхности; i
kH — коэффициент заполнения смесителя, обычно рав-
ный 0,5-ьО,6. ' »
С увеличением угловой скорости производительность возрастает,
Однако с возрастанием скорости продвижения смеси уменьшается
и время нахождения ее в смесителе, т. е. время перемешивания, что
может повлиять на качество перемешивания. ?
Чтобы обеспечить стабильность качества перемешивания при!
изменении угловой скорости лопастных валов, необходимо увели-У
чить длину смесителя или изменить схему установки лопастейЛ
Мощность привода лопастных смесителей затрачивается на прео-Д
доление сопротивлений деформирования и резания массы лопастямиД
и на перемещение материала в корпусе смесителя, т. е. на транс-Д
портирование массы. При перемешивании керамических масс невы- Д
сокой влажности лопасти смесителя, по существу, режут ее. ПриД
погружении лопасти в глиняную массу последняя сначала уплот-j
няется. Когда удельная нагрузка на лопасть станет равной удель-|
ному сопротивлению резания kp, начнется процесс резания и пере-3
носа массы. 1
Элементарная сила сопротивления движению, оказываемая сре-|
дой элементарной площадке dF (рис. 205), выделенной на лопасти,!
будет равна (Н) |
dP — kpdF = kpb cos у dr. ' (419) ]
Крутящий момент, необходимый для вращения лопасти, (Н-м)|
М = kpb cos у
rdr =
fep&cosy(7?2-7?2)
2
Рис. 205. Схема к расчету мощности
лопастных смесителей
Мощность, затрачиваемая
вращение вала с z лопастями, (кВт)(
fep&cosy(R2 _^2)azfeH 9 |
9.1000 >
2-1000
где * kp — коэффициент удельН
ного сопротивления
резанию (для глиняй
ных масс влажной
стью 15—20%,
= (2-3)4 0Б Н/м2)|
Ь — ширина лопасти, м|
296
у — угол между плоскостью лопасти и осью вала;
7?н и RB — наружный и внутренний радиус лопасти, м;
со — угловая скорость вала, рад/с;
z — количество лопастей на валу;
kH — коэффициент заполнения материалом барабана
смесителя.
Мощность, затрачиваемая на транспортирование смеси, опреде-
ляется по методике расчета винтовых конвейеров, (кВт)
м _ npLwg
3,6-10® ’
(422)
где П — производительность смесителя, м3/ч;
р — объемная масса, кг/м3;
L — длина корыта смесителя, м;
w — коэффициент сопротивления движению (для глины ра-
вен 4-^5,5).
Мощность двигателя (кВт)
м "1 + *? , ‘ (423)
ДЕ Т] ' '
где т] — к. п. д. привода.
§ 2. БЕГУН КОВО-ЛОПАСТНЫЕ СМЕСИТЕЛИ
Бегунково-лопастные смесители применяют для приготовления ке-
рамических масс в сухом виде, а также с последующим увлажнением
при производстве фаянсовых изделий, облицовочных плиток и т. п.
В бегунково-лопастных смесителях наиболее часто применяются
рабочие органы, состоящие из одного катка с двумя скребками или
из двух катков с двумя скребками (рис. 206). Катки 1 и лопасти 2
устанавливаются на осях 3 в крестовине 4, приводимой во вращение.
Такое сочетание рабочих органов, обеспечивает интенсивное пере-
мешивание компонентов вследствие многократного пересечения по-
токов материала, создаваемого рычагами перемешивания 2, вращаю-
щимся поддоном 1 и неподвижными лопастями 3 (рис. 207, а). Кроме
того, под воздействием катков материал дополнительно измельчается,
растирается и пластифицируется.
Оси крестовин устанавливаются экс- Рис. 206 Рабочие органы бе.
центрично ПО отношению К оси поддо- гунково-лопастного смесителя
на, что дает возможность получить
сложные траектории движения пото-
ков смеси и обеспечить ее интенсивное
перемешивание (рис. 207, б).
На рис. 208 показана схема бегун-
ково-лопастного смесителя с двумя сме-
сительными механизмами. Такая конст-
рукция характерна для смесителей вме-
стимостью свыше 500 л. Вертикальные
валы, на которых устанавлены кресто-
297
Рис. 207. Схемы движения материала в бегунково-лопастном смесителе:
а — двухроторном; б — однороторном
вины с бегунами и лопастями, приводятся во вращение от дви-
гателя через ременную передачу 1 и конические зубчатые пары 3.
Поддон, установленный на катках 7, получает вращение от вала 2
через коническую пару 4 и зубчатый венец 6. Готовая» смесь выгру-
жается через люк, который закрывается затвором 8 и управляется
рукояткой 5. Перемешивание сухих материалов обычно продрл.-
жается 2—3 мин, увлажненных 6—8 мин.
Рис. 208. Схема двухроторного бегунково-лопастного смесителя
298
§ 3. ПНЕВМОМЕХАНИЧЕСКИЙ ГОМОГЕНИЗАТОР
При производстве силикатных изделий важное значение имеет ка-
чество вяжущего вещества — извести. Вяжущие вещества порошко-
вой извести, получаемой в помольных машинах, неоднородны.
Для стабилизации технологического процесса и повышения ка-
чества изделий необходимо усреднять свойства извести. Наиболее
эфективно для этой цели перемешива-
ние порошка извести во взвешенном
состоянии. Взвешенное состоянией до-
стигается продувкой сквозь порошок
воздуха с определенной скоростью.
При достижении «критической» ско-
рости частицы порошка становятся под-
вижными, приобретая свойства псевдо-
жидкости. Однако в молотой извести, в
отличие от цемента, образуются «свищи»
или каналы, по которым проходит воз-
дух, и эффект аэрации может прекра-
титься. Для разрушения «свищей» обыч-
но прибегают к дополнительному ме-
ханическому побуждению с помощью
тихоходной лопастной мешалки. Такие
устройства получили название пневмо-
механических гомогенизаторов.
Гомогенизатор (рис. 209) предста-
вляет собой резервуар 4 (диаметром 3 и
высотой 10 м), в котором установлен
вал 2 с четырьмя ярусами лопастей 3.
Вал приводится во вращение приво-
дом 1, состоящим из двигателя, редук-
тора и конической зубчатой пары,
через шарнирную муфту 9. Для фик-
сации вертикального положения вала
его нижние секции вращаются в огра-
ничительных кольцевых подшипниках 5
с пористыми втулками, в которые по-
дается сжатый воздух, обеспечиваю-
щий надежную их работу в запылен-
ной среде. Днище резервуара футеро-
вано кассетами 6, представляющими
собой распределительные коробки, за-
крытые сверху пористыми диафрагмами,
состоящими из четырех слоев хлоп-
чатобумажной ткани и покрытыми за-
щитной сеткой. Снизу в эти коробки по
разводящим патрубкам подается сжа-
тый воздух под давлением менее 100 000
Па (менее 1 кгс/см2), что создает ско-
Рис. 209. Пневмомеханический
гомогенизатор
299
рость восходящих потоков 0,012—0,06 м/с. Лопастной вал вращается J
со скоростью 1,8 рад/с, что обеспечивает приемлемое разрушение
свищей и достаточно устойчивое взвешенное состояние материала.
Чтобы повысить эффективность перемешивания, предусматри-
вают чередование подачи воздуха в Кассеты по определенной про-
грамме, создавая-тем самым дифференцированный поток смеси. •
Обработанная в гомогенизаторе известь приобретает однород- ;
ность, в 10—12 раз превышающую исходную. Готовый продукт
выгружается через разгрузочный затвор 7. Для контроля за про-
цессом усреднения гомогенизатор оборудован тремя пробоотбор- ;
никами 8. Проба отбирается специальной гильзой, вводимой в ре- =
зервуар при помощи стержня.
Пример. Рассчитать мощность двигателя лопастного глиносме-
сителя. Исходные данные: производительность глиносмесителя '
77 = 18 м3/ч, длина корыта L = 3,0 м, внешний радиус лопасти 5
RB = 0,3 м, внутренний радиус 7?в = 0,1 м, ширина лопасти i
b = 0,125 м, угол установки лопастей у = 70°, число лопастей /
z = 20, угловая скорость вала со = 3,14 рад/с, объемная масса
глины р = 1600 кг/м3.
Примем коэффициент сопротивления движению материала
w = 5,0, удельное сопротивление резаните глины kp = 2,7-10Б Н/м2. ;
Коэффициент наполнения ka = 0,7.
Мощность, затрачиваемая на резание глины, согласно выраже-
нию (421)
2,7-0,125-0,342 (0,32 — 0,12) 3,14-20.0,7
Ni=------------’ ^fo5() ’ --------20,4 кВт.
По формуле (422) мощность, затрачиваемая на транспортирова- 1
ние массы, 1
W2 =------з,б.ю« —= 1,18 кВт.
Определим мощность двигателя,"^пользуясь формулой (423)1
"»= ^5=^=2^ кВт.
На смесителе установлен двигатель мощностью N = 28 кВт. ,
Глава 4. СМЕСИТЕЛИ ДЛЯ ПРИГОТОВЛЕНИЯ
АСБОЦЕМЕНТНЫХ СУСПЕНЗИЙ И IJACT
ПЛАСТИЧЕСКИХ МАСС
§ 1. СМЕСИТЕЛИЭДЛЯ ПРИГОТОВЛЕНИЯ
АСБОЦЕМЕНТНЫХ СУСПЕНЗИЙ
Асбоцементную суспензию приготовляют за два этапа. Сначала
производят распушку асбеста в воде, затем в полученную смесь до- /
бавляют цемент и путем интенсивного перемешивания приготов- |
300
ляют асбоцементную суспензию. Для гидрораспушки асбеста при^
меняют высокоскоростные гидрораспушители.
Гидрораспушитель (рис. 210) представляет собой металлический
резервуар 5, в котором помещен пропеллерный смеситель 4, уста-
новленный на валу 3. Привод смесителя, состоящий из двигателя 2
и клиноременной передачи 1, размещен на крышке резервуара?
Работает гидрораспушитель так. Сначала в смеситель подается
вода, затем загружается обработанный на бегунах асбест и про-
изводится в течение некоторого времени перемешивание пропеллер-
ной мешалкой. Затем включается центробежный насос 7. Он всасы-
вает из резервуара суспензию по патрубку 6 и подает ее по трубам 8
и 11 в насадок 12, где кинетическая энергия жидкости преобразуется
в энергию давления, что способствует распушке асбеста. Дополни-
тельная распушка асбеста осуществляется при ударе струи суспен-
зии о решетку 13. Циркуляционный режим работы гидрораспуши-
теля осуществляется, пока не будет достигнуто нужное качество
суспензии. Затем пропеллерный смеситель выключается и сектор-
ный переключатель 9 перекрывает поток суспензии в насадок 12,
открывая магистраль 10, по которой суспензия подается в следующий
аппарат — смеситель для приготовления асбоцементной суспензии.
Трубосмеситель (рис. 211) имеет унифицированную с гидро-
распушителем конструкцию. В трубосмесителе водноасбестовая
301
Рис. 211. Турбосмеситель для при-
готовления асбоцементной суспен-
суспензия тщательно перемешивается с цементом, подаваемым по
приемной воронке 5. Водноасбестовая суспензия подается в кор-
пус 1 по трубе 4 через клапан 2, управляемый сервоприводом 3.
Масса перемешивается в течение 1—1,5 мин, после чего открывается
запорный клапан 8 и суспензия всасывается по патрубку 7, вварен-
ному в днище 6, в насос 9, который перекачивает ее в бассейновый
ковшовый смеситель. Этот смеситель предназначен для непрерыв-
ного перемешивания и поддерживания во взвешенном состоянии
асбоцементных частиц, а также для подачи непрерывным потоком
асбоцементной массы в формовочные машины. '
Ковшовый смеситель (рис. 212) размещают в резервуаре 4, изго-
товленном обычно из бетона. Смеситель представляет собой вал 5,
установленный в подшипниках 3, который приводится во вращение
302
двигателем 1 через редуктор 2. На валу смонтированы ступицы 6
с обечайками 8, к которым крепятся лопасти 7.
На правой ступице установлена обечайка 9. На ней крепятся
элеваторные ковши 11, которые подают суспензию в лоток 12.
Суспензия отводится к формующим машинам по желобу 10. Для
слива суспензии (при ремонте) и воды (при промывке смесителя)
предусмотрен люк с соответствующим затвором.
Производительность ковшового элеватора в м3/ч
П = ЗбООУнзф, (424)
где V — объем ковша, м3;
п — угловая скорость вала смесителя, об/с;
г — число ковшей;
Ф — коэффициент заполнения ковша, равный 0,7—0,8.
§ 2. СМЕСИТЕЛИ ДЛЯ ПРИГОТОВЛЕНИЯ ПАСТ
ПРИ ПРОИЗВОДСТВЕ ПЛАСТИЧЕСКИХ МАСС
Для приготовления полихлорвиниловых и других паст при про-
изводстве пластмасс, не требующих подогрева, используют лопаст-
ные смесители. При небольших объемах производства применяют
смесители, смонтированные на выдвижной стойке и оснащенные
комплектом передвижных емкостей — чаш, в которых смесь транс-
портируется к другим агрегатам технологической цепи.
Смеситель (рис. 213) представляет собой вращающуюся план-
шайбу 4, на которой установлены лопасти 3 и очистной скребок 2.
Планшайба приводится во вращение двигателем 8 через редуктор 7.
Привод и лопасти смонтированы на выдвижной стойке 9, перемещае-
мой в станине 10 при помощи механического или пневматического
привода. Смесь приготовляется в такой последовательности. Чаша 1
устанавливается под лопастями и фиксируется к полозьям рамы.
Затем в нее опускают лопасти сме-
сителя и приводят во вращение,
после чего через воронку 6, раз-
мещенную в крышке 5, загружает-
ся в чашу перемешиваемый состав.
После приготовления смеси смеси-
тель поднимают, чашу откаты- *
вают, а на ее место устанавливают
другую чашу.
Для приготовления паст, тре-
бующих подогрева для ускорения
процесса, используют одно- или
двухступенчатые турбосмесители.
Показанный на рис. 214 двух-
каскадный турбосмеситель состоит
из двух смесительных агрегатов
6 и 12, соединенных переходным
патрубком 7. Верхний смеситель
обогревается маслом, циркулирую-
Рис. 213. Смеситель для пластмасс
с передвижной чашей
303
li
щим в рубашке, нижний охлаждается водой. Компоненты смеси
загружаются в первый смеситель, закрываемый крышкой 10, ко-
торая управляется пневмоцилиндром 14. Смесь перемешивается про-
пеллерной мешалкой 15.и лопастями 16, установленными на валу 17,
который приводится во вращение от двигателя через ременную пе-
редачу. Для создания нужных направлений потоков в смеси в ба-
рабан введена неподвижная лопасть 13, положение которой можно
изменять рычагом 11.
При открывании затвора 8 пневмоцилиндром 9 масса, приготов-
-ленная в первом смесителе, по патрубку 7 поступает во второй сме-
ситель, идентичный первому, но в котором отсутствует пропеллер-
ная мешалка. Во втором смесителе масса перемешивается лопастями 2,
приводимыми во вращение двигателем 3, через червячный редуктор.
Направление потоков обеспечивается лопастью 1. Лопастной вал
второго смесителя вращается с меньшей угловой скоростью, чем
первого.
Готовая смесь выгружается при открытии затвора 4 при помощи
пневмоцилиндра 5.
Глава 5. СМЕСИТЕЛИ ДЛЯ ПРИГОТОВЛЕНИЯ
БЕТОННЫХ СМЕСЕЙ И СТРОИТЕЛЬНЫХ
РАСТВОРОВ
§ 1. ОБЩИЕ СВЕДЕНИЯ О БЕТОНАХ,
СТРОИТЕЛЬНЫХ РАСТВОРАХ. КЛАССИФИКАЦИЯ
СМЕСИТЕЛЬНЫХ МАШИН
Бетоны и строительные растворы представляют собой искусствен-
ные материалы, получаемые из смеси, состоящей из вяжущих ве-
ществ (цемента, извести) и заполнителей (щебня, гравия и песка).
В результате химической реакции между вяжущими веществами и
водой образуется цементный (известковый) камень, заполняющий
пространство между щебнем и песком. Для экономии цемента и
получения более прочного бетона следует так подбирать компо-
ненты смеси, чтобы между ними было наименьшее количество'пустот.
В качестве заполнителей широко применяются легкие материалы:
шлак, пемза, керамзит.
На технологию приготовления бетонов и их укладку большое
влияние оказывает количество вяжущего вещества и воды, которые
в основном определяют подвижность и укладываемость смеси. От
этих же компонентов зависит и прочность бетона. Затвердевший
бетон характеризуется «маркой», т. е. пределом прочности образ-
цов на сжатие в 28-дневном «возрасте».
На прочность бетона влияет однородность смеси, зависящая от
качества перемешивания.
Приготовление (перемешивание) бетонов и растворов осуще-
ствляется в бетоно- и растворосмесителях. Основными узлами сме-
сительных машин являются рабочие органы, устройства и механизмы
для загрузки и выгрузки смеси, двигатель и трансмиссия.
Перемешиванию сопутствуют вспомогательные операции: дози-
рование, загрузка составляющих и выгрузка готовой смеси. Устрой-
ства для осуществления вспомогательных операций могут быть вы-
полнены в одном агрегате со смесителем или самостоятельно и вхо-
дить в комплект соответствующего оборудования смесительного
завода.
По способу перемешивания различают смесители принудитель-
ного действия и гравитационные. Принудительное перемешивание
осуществляется при вращении лопастей в неподвижной емкости
(барабане), а в гравитационных смесителях — в результате подъема
и сбрасывания смеси внутри вращающегося барабана. Гравитацион-
ные смесители проще по конструкции и способны перемешивать
бетоны с более крупным заполнителем.
По режиму работы смесители бывают циклического и непрерыв-
ного действия. Смесители циклического действия имеют явно вы-
раженный цикл, состоящий из операций загрузки, перемешивания
и выгрузки готовой смеси. Главным параметром таких смесителей
20 Звказ |3?6 395
является вместимость их барабана, исчисляемая по объему смеси,
приготовленной за один замес. В нашей стране выпускают бето-5
носмесители объемом 65, 165, 330, 880, 1600, 3000 л. В смесите-i
лях непрерывного действия поступление компонентов и выход го-
товой смеси происходит непрерывно. Эти машины отличаются’
относительно большой производительностью. Главным параметром^
смесителей непрерывного действия является их производительность.J
По мобильности смесители разделяются на стационарные и ne-j
редвижные. Передвижные смесители применяют на объектах с неД
большими объемами работ, стационарные — на заводах, рассчи-1
тайных на Длительный срок
эксплуатации.
§ 2. ГРАВИТАЦИОННЫЕ
БЕТОНОСМЕСИТЕЛИ
в гравитационных смесителях про-ч
Перемешивание компонентов
исходит в барабанах, к внутренним стенкам которых прикрепленье
лопасти. При вращении барабана смесь поднимается лопастями^
а также в результате сил трения на некоторую высоту и затем5
сбрасывается. Однородность смеси обеспечивается при 30—40 цик-'
лах подъема и сброса. j
Для свободного перемещения смеси в барабане его объем должен^
в 2,5—3 раза превышать объем смеси. Частота вращения барабана!
невысокая, так как иначе центробежные силы будут препятство-,=
вать свободному перемещению участков смеси.
Бетоносмесители изготовляют с наклоняющимися и стационар-
ными барабанами.
Смесительные барабаны могут быть грушевидной, конусной и-
цилиндрической формы. j
Передвижные гравитационные бетоносмесители применяются на*
небольших строительствах, полезный объем барабанов составляет*
65, 165, 330 л. j
Передвижные бетоносмесители обычно имеют агрегаты для пе-;
ремешивания и загрузки составляющих и систему водопитания.1
Бетоносмеситель (рис. 215) объемом 165 л (типа С-739) состоим
из рамы 1, на которой смонтированы грушевидный смесительныф
барабан 6 с приводом 8, система водоснабжения 3, электрообору-i
дование 2, загрузочный ковш 4, перемещаемый по направляющим 10
и механизм подъема ковша 5. д
В систему водоснабжения входят расходомер, кран с ручным *
управлением и соответствующая арматура. • л
Барабан надевается ступицей на выходной вал механизма вра-j
щения 8, который прикреплен к траверсе, установленной в под-
шипниках на раме смесителя. При повороте траверсы смесительный
барабан может занимать различные положения к горизонту: при
загрузке — 35°, при перемешивании — 7°, при выгрузке смеси -л
45°. Наклон барабана производится ручным механизмом, состоящим
из штурвала, редуктора 7 и фрикционного фиксатора. Диск фикса’
тора тормозится подпружиненной тягой 11, имеющей педаль управ?
306
Рис. 215. Гравитационный передвижной бетоносмеситель
ления 9. Смесительный барабан приводится во вращение мотор-
редуктором, соединенным непосредственно с барабаном (рис. 216).
Последняя зубчатая пара редуктора выполнена с «зацеплением
Новикова», что совместно с закрытой системой исполнения обеспе-
чивает механизму повышенную
долговечность.
Стационарные гравитационные
бетоносмесители объемом 330—
3000 л применяются на заводах.
Бетоносмеситель (рис. 217) со-
стоит из рамы 9, на которой в
специальных подшипниках, встро-
енных в стойки 7, установлена
траверса 8, несущая смеситель-
ный барабан 4. Последний сво-
бодно опирается на ролики 5 и 10
и фиксируется от осевых смеще-
ний поддерживающими ролика-
ми 6. Барабан приводится во вра-
щение от электродвигателя через
редуктор и зубчатый венец 3,при-
крепленный к барабану.
Компоненты загружаются в ба-
рабан через воронку 2. Готовая
смесь выгружается в результате
наклона барабана при повороте
Рис. 216. Привод смесительного бара-
бана гравитационного бетоносмеси-
теля
20
307
А-А
Рис. 218. Барабан стационарного гравитационного бетоносмесителя . .
траверсы пневмоцилиндром 1. Смесь перемешивается в двухконус-
ном смесительном барабане (рис. 218), состоящем из корпуса 4,
облицованном внутри сменными листами 6. В барабане установлены
лопасти 5, осуществляющие подъем и переброску смеси. На цилин-
дрической части барабана 3 прикреплен бандаж 2, которым он
опирается на опорные ролики, и зубчатый венец 1, входящий в за-
цепление с зубчатым колесом выходного вала редуктора.
В настоящее время выпускаются стационарные бетоносмесители
объемом 330 и 880 л, выполненные по более прогрессивной схеме —
с центральным приводом.
Показанный на рис. 219 смеситель состоит из более компактного
барабана 1, в котором установлено шесть быстросъемных лопастей 2.
Барабан насажен ступицей на выходной вал редуктора 3, встроен-
ного в траверсу 10, и получает вращение от двигателя 4. Траверса
Рис. 219. Гравитационный бетоносмеситель объемом 880 л с центральным
приводом барабана
308
установлена в подшипниках на стойках рамы 9 и моЖет йрй помощй
гидроцилиндра 6 и рычага 5 занимать разные положения, в резуль-;
тате чего барабан будет занимать соответствующие позиции: на
загрузку, на перемешивание и на выгрузку. Смеситель имеет инди-
видуальный гидропривод, состоящий из насосной станции 8 и рас-
пределителя 7 с электроуправлением. Преимущество рассматри-'
ваемого смесителя заключается не только в конструктивном реше-
нии привода (исключены открытые зубчатые колеса), но и в форме
барабана и лопастного аппарата, позволяющей обеспечивать хо-:
рошее качество смеси за время, не превышающее 60 с. В результате ;
компактного размещения узлов уменьшены также и габаритные
размеры машины. 1
Мощность двигателя привода вращения j
смесительного барабана Й
Основная часть энергии привода гравитационных смесителей затра-'
чивается на подъем смеси в барабане при его вращении. (
В общем виде работа, затрачиваемая на один цикл циркуляции!
смеси, (Дж)
А = GCMH, <425)
где GCM — сила тяжести смеси, Н; ;
Н — высота подъема смеси в барабане, м.
Сила тяжести смеси в барабане (Н) ,
GCM = Vpg, (426)
где V — полезный объем смесителя, м3;
р — объемная масса бетонной смеси, кг/м3;
g — ускорение свободного падения, м/с2. ?
Траектория движения смеси в барабане довольно сложная.
Одна часть смеси поднимается лопастями, другая ее часть подни-
мается под действием сил трения. В бетоносмесителях с двухконус-
ными барабанами в каждый момент времени лопасти поднимают,
около 15% смеси.
На подъем смеси расходуется мощность (кВт) ,
., npzi + G2ft2z2) п /л 071
N ~ Гооо ’
где — сила тяжести смеси, поднимаемой под действием!
сил трения (Gx = 0,85GCM), Н; :
G2 — сила тяжести смеси, поднимаемой лопастями (G2
~0,15GCM), Н; i
— высота подъема смеси в лопастях, м; - j
/г1пр — высота подъема смеси под действием сил трения,
zi и г2 — число циркуляций смеси за один оборот барабан^
за счет сил трения и в лопастях, соответственно|
п — частота вращения барабана, об/с. 1
310
Рис. 220. Схема к расчету гравита-
ционных смесителей
Согласно схеме, показанной на
рис. 220
h2 ~ R + R sin р = R (1 4-sin р),
(428)
где R — внутренний радиус ба-
рабана.
Угол р может быть принят рав-
ным углу трения, т. е. равным 45°.
Тогда й2 1,77?.
Движение смеси под действием
сил трения более сложное, чем
в предыдущем случае. Рассмотрим
частицу, находящуюся на стенке
барабана в точке А. При враще-
нии она поднялась бы в точку В,
определяемую углом трения <pb
но под влиянием лопастей и подпора других частиц действйтель-
нцй угол подъема <ра будет больше (около 90°), после чего частицы
начнут скользить по поверхности смеси.
Приняв угол перемещения смеси из точки А в точку Б1ср2 = 90°,
высота подъема смеси под действием сил трения будет
hi пр «=* R-
Число циркуляций смеси, поднимаемой под действием сил тре-
ния, в течение одного оборота барабана (приняв время сползания
смеси равным времени Подъема)
- 360° , . О
1 ~ 2<р2
(429)
Время подъема смеси в лопастях (с)
, _ 1 / 90°+ 0 \ 0,374
1 ~ п \ 360° ) ~ п
Время падения смеси с высоты. й2 (с)
(430)
(431)
Число циклов смеси, поднимаемой лопастями,
— _____ _____1____
(432)
где /Об = ------время одного оборота барабана, с;
п — частота вращения барабана, об/с;
R — радиус барабана, м.
311
Результаты подсчетов, произведенных по формуле (432), пока-j
зывают, что для смесителей объемом 330, 880 и 1600 л число цирку-j
ляций смеси в лопастях составляет z2 2.
Таким образом, число циркуляций смеси за один оборот барабана?
для обоих рассмотренных случаев может быть принято одинаковым, j
т. е.
Zi = z2 = 2. j
Тогда мощность, затрачиваемая на подъем смеси, (кВт)
дг _ (01^1 пр 4~ zn /44
JV1--------1ооб-----’
Подставив в формулу (433) значения Gx, G2, й1пр и h2, получим»;
Радиус барабана без особых погрешностей можно принять рав-
ным радиусу в его цилиндрической части, так как основная масса?
смеси находится в его цилиндрической части. i
Кроме работы по подъему смеси двигатель затрачивает энер-j
гию на преодоление сил трения в опорных узлах барабана. Эти
составляющие мощности (кВт) могут быть рассчитаны по следующим?
формулам: для смесителей, у которых барабан установлен на ро-
ликах, i
кт __ (Ф:м ~4~ 6g) (rp) kfas , (435)
2~ 1000 cos угр ’ ' '
для смесителей, у которых барабан установлен центрально на >оси,
= (GcMto^ ЦГо(°; (436)
здесь G6 — сила тяжести барабана, Н;
7?б — радиус бандажа, м;
гр — радиус опорного ролика, м;
kf — плечо трения качения (kf 0,001 м);
w — угловая скорость барабана, рад/с; ;
у — угол установки опорных роликов; ?
р — коэффициент трения в подшипнике барабана при уста-;
новке его на оси;
г0 — радиус оси, м.
Мощность двигателя привода вращения барабана
М = ^1+-2 , (437)
где л — к. п. д. трансмиссии.
§ 3. СМЕСИТЕЛИ ПРИНУДИТЕЛЬНОГО ДЕЙСТВИЯ
Бетоносмесители
Циклические бетоносмесители с принудительным смешиванием мате?
риалов применяют для приготовления бетонных смесей с крупностьИ
заполнителя не более 70 мм, а также для приготовления строителе
пых растворов, шихты в стекольной и керамической промышлен*
ности.
Большое распространение получили роторные смесители, рабо-
тающие с повышенными скоростями движения рабочих органов.
В таких смесителях компоненты перемешиваются в кольцевом про-
странстве неподвижного корпуса (чаши) системой лопастей, уста-
новленных на разных радиусах и под различными углами. Кон-
струкция таких смесителей более рациональна, чем противоточных
смесителей с вращающейся чашей.
Особенно эффективны роторные смесители для приготовления
жестких бетонных смесей.
На рис. 221 показана схема роторного смесителя с круговым
движением лопастей. Такую схему имеют смесители объемом 165
и 330 л.
Материал перемешивается механизмом 2 в кольцевом простран-
стве, образованном корпусом смесителя 1 и внутренней обечайкой 10.
Лопасти 12, закрепленные на кронштейнах 13, перемещаются
Рис. 221. Роторный смеситель объемом 165—330 л
313
Рис. 222. Лопастной аппарат роторного смесителя 1
в кольцевом пространстве при вращении ротора 9 от мотор-редук- ’
тора 6 через зубчатую пару 5. 1
Компоненты загружаются через воронку 3. Готовая смесь выгру- *
жается через затвор 8, управляемый пневмоцилиндром 7. Лопасти 1
крепятся к ротору при помощи амортизирующего устройства, со- 1
стоящего из пружины 14 и рычага 15. Такое устройство предотвра- |
щает поломки лопастей при заклинивании их щебнем. Положение ’
лопастей регулируется винтом 16. Вода подается в смеситель по ;
кольцевой перфорированной трубке 4. Днище и боковые стенки |
смесительной камеры облицованы сменными броневыми плитами И. |
Схема смесительного аппарата показана на рис. 222. i
Лопасти 1 закреплены в держателях 2 на водилах 5, устанавли- i
ваемых на роторе при помощи амортизаторов 5, снабженных регу- 1
лировочными винтами 6. Лопасть 7 предназначена для очистки сте- |
нок корпуса, а лопасть 4 — для очистки обечайки внутреннего •
стакана. Как видно из схемы, лопасти устанавливаются под углом J
к радиусам и к вертикальной плоскости, что обеспечивает интен- i
сивную циркуляцию смеси в окружном, радиальном и вертикаль- j
ном направлениях. J
314
Рис. 223. Роторный
смеситель с планета-
рным движением ло-
пастей
315
Лопасти смесителя, показанного на рис. 223, совершают слож
ное движение вокруг своих держателей, а также переносное движе
ние по окружности кольцевого пространства смесительной камера
что создает интенсивные пересекающиеся потоки. Смеситель пред
ставляет собой раму 1, на которой установлена чаша 2, футеровав
ная сменными листами 3. На верхней обечайке 4 закреплена крышку
10. На крышке размещены загрузочная воронка 5 и мотор-редуктор J
Выходной вал 8 редуктора через уравнительную муфту 9 вращай
траверсу 6, являющуюся корпусом планетарного редуктора. Цен
тральное зубчатое колесо 11 жестко закреплено на стойке, проходй
щей внутри центрального стакана 20. При вращении водила чере
паразитные шестерни 12 начинает вращаться и вал 13, несущи:
планшайбу 15, в которой закреплены стержни 16 с приваренным!
к ним двухъярусными лопастями 17. К траверсе прикреплены
лопасть 21, подгребающая смесь под лопасти, а также лопасти
и 23, очищающие стенки корпуса и внутреннего стакана. Вода
в смеситель подается по кольцевому перфорированному трубопро,
воду 14. Готовая смесь выгружается через отверстие в днище, закрыв
ваемое затвором 19, установленным на оси 18. Затвор управляете^
’ пневмоцилиндром 22. По описанной схеме изготовляют смесителя
объемом 880 л.
224. Турбулентный смеситель
Рис.
• 11
316
Для приготовления нежестких бетонных смесей с крупностью
заполнителя менее 40 мм и строительных растворов применяют бы-
строходные смесители (рис. 224). Частота вращения рабочих орга-
нов в таких смесителях 8—9 об/с. Смесь перемешивается в непо-
движном корпусе 7, внутри которого вращается ротор, представ-
ляющий собой ступицу 1, на которой установлены лопасти 2. Верх-
ние концы лопастей соединены кольцом 5. При быстром вращении
ротора создаются интенсивные потоки смеси по окружности и в вер-
тикальном направлении. При вращении ротор отбрасывает смесь
к коническому днищу, по которому благодаря подпору смесь под-
нимается по спирали и через кольцо 5 снова попадает в ротор. Такое
интенсивное движение позволяет получить однороднук) смесь за
меньшее время.
Вал ротора 11 приводится во вращение двигателем 9 через ре-
менную передачу 10. Компоненты смеси загружаются через воронку 6.
Готовая смесь выгружается сквозь отверстие в днище, закрываемое
затвором 3. Затвор управляется гидроцилиндром 4, для привода
которого имеется гидродвигатель 8.
Смесители непрерывного действия с принудительным смешива-
нием материалов широко применяют для приготовления бетонов и
растворов. Такие смесители входят в состав смесительных установок
непрерывного действия производительностью 5, 10 и 30 м3/ч.
В настоящее время преимущественно используются горизонталь-
ные двухвальные смесители (рис. 225).
Компоненты смеси непрерывным потоком через соответствующие
дозаторы поступают по загрузочной воронке в корыто 8 смесителя,
в котором вращаются в разные стороны два вала 6 с закреплен-
ными на них лопастями 7. Лопасти установлены под определенным
углом так, чтобы смесь ^интенсивно циркулировала в радиальном
направлении и постепенно перемещалась к разгрузочному затвору 5.
Рис. 225. Двухвальный смеситель непрерывного действия:
а — общий вид; б — схема привода валов
S)
317
Лопастные валы приводятся во вращение двигателем 1 через ре-
менную передачу 2, редуктор 3 и пару зубчатых колес 4.
Качество перемешивания смеси при непрерывном режиме работы ,
смесителя обеспечивается, если смесь будет находиться в смесителе “Ий
определенное время, что достигается при определенном соотношении
между длиной корыта, угловой скоростью валов и схемой установки^»!
лопастей. На каждом валу устанавливается 30—60 лопастей под эП
углом 40—45°. Часть лопастей может быть установлена под такими Д
углами, которые создают встречные потоки, в результате чего
уменьшается скорость осевого перемещения смеси и образуются
зоны интенсивного перемешивания. |
Технические данные бетоносмесителей приведены в табл. 36. |
Смесители для приготовления |
строительных растворов |
Для приготовления строительных растворов применяют смесители!
принудительного перемешивания циклического и непрерывного!
действия. Промышленность СССР выпускает циклические раство-1
росмесители объемом (по загрузке) 80, 150, 325, 1000, и 1500 л. Сме !
сители объемом 80 и 150 л изготовляют передвижными, смесите-1
лями объемом 325 л и более — стационарными, предназначенными |
для заводов, изготовляющих растворы. ]
Смеситель объемом 325 л (рис. 226) представляет собой раму 1, j
к которой приварена обечайка 7, образующая смесительный 1
барабан. 5
Компоненты перемешиваются двумя винтовыми лопастями 12, 1
закрепленными на валу 11, установленном в подшипниках 13. Вал 1
приводится во вращение двигателем 6 через ременную передачу 5, |
шкив 4 и редуктор <3, укрепленный на кронштейне 2. Для предотвра-1
щения пыления и разбрызгивания смеси барабан закрыт крыш-1
кой 8. Готовая смесь выгружается через люк, закрываемый затво- I
ром /6>при помощи пневмоцилиндра 9. Время перемешивания в таких |
смесителях составляет 40 — 60 с, среднее число замесов в час около 40. |
Рис. 226. Схема циклического растворосмесителя емкостью 325 л
318
Рис. 227. Кинематическая 'схема
растворосмесителя СБ-97
На рис. 227 показан смеситель,
оборудованный загрузочным ковшом.
На корпусе смесителя кроме смеси-
тельного устройства с приводом и
затвора установлен вал привода
подъема ковша и загрузочный ковш.
Загрузочный ковш поднимается тем
же двигателем Р, который вращает
лопастной вал 10. На промежуточ-
ном валу редуктора 1 смонтиро-
вана звездочка цепной передачи 2,
жестко соединенная с полу муфтой 3,
свободно установленной на ,валу
подъемного устройства ковша. При
включении рукояткой 8 нажимного
устройства 5 полумуфта 3 переме-
щается влево и сцепляется с полу-
муфтой 4, жестко закрепленной на
валу, и вал начинает вращаться.
Канаты, навиваясь на барабаны 6,
производят подъем ковша. Ковш опускается под действием силы
тяжести при отпускании ленточного тормоза 7 и одновременного
выключения фрикционной муфты 4.
На рис. 228 показан циклический смеситель объемом 1000 л.
На раме 1 смонтирован смесительный барабан 3 и привод, состоя-
щий из двигателя 8, установленного на салазках 13, ременной пе-
редачи 14 и зубчатой пары 18 и 20.
Лопастной вал 17 установлен в подшипниках 5 и 19, укреплен-
ных на кронштейне 4. Перемешивание производится двумя винто-
выми лопастями 45, прикрепленными кронштейнами 16 к валу.
Ведомый шкив 6 свободно вращается на валу 10 в подшипниках //.-
Промежуточный вал получает вращение только при включении
фрикционной муфты 7 рычагом 12. Внутренняя поверхность бара-
бана облицована сменными броневыми листами 9. Раствор разгру-
жается через люк 2.
Мощность двигателя привода бетоно-
и растворосмесителей
Грубодисперсные бетонные и растворные смеси в зависимости от их
состояния имеют свойства твердосыпучих тел и вязких жидкостей
одновременно. Реологическое состояние таких тел характеризуется
преобразованным уравнением Ньютона для расчета сопротивлений
течения вязких жидкостей
(438)
1*^
где т — напряжение сил трения на поверхностях соприкасаю-
щихся слоев;
т0 — предельное напряжение сдвига, характеризующее
структурные связи;
319
р — динамический коэффициент вязкости;
dv
---градиент скорости течения в сечении, перпендикуляр-
ном направлению движения.
В начальный момент перемешивания рассматриваемых смесей
требуется относительно большое усилие. Когда же структурные
связи будут разрушены, сопротивления движению лопастей умень-'
шаются и тем больше, чем значительнее скорость деформации. При
предельно разрушенной структуре такие смеси, с известным приб-
лижением, можно рассматривать как псевдожидкости, обладающие
некоторой эффективной вязкостью.
320
Ввиду сложной картины движения струй смеси в бетоносмеси-
телях и непостоянства некоторых свойств смеси во времени, урав-
нения движения их решаются в критериальной форме на основе
теории подобия. Преобладающее значение при перемешивании
имеют силы лобового давления, силы трения и силы тяжести. Выра-
жая эти силы в критериальной форме, т. е. в их отношении к силам
Инерции, можно описать этот процесс в виде степенных функций
Определяющих критериев:
Eu = (Re)* (Fr)», (439)
где Eu — критерий Эйлера, выражающий отношение сил лобового
давления к силам инерции;
Re — критерий Рейнольдса, выражающий отношение сил
внутреннего трения к силам инерцйи;
Fr — критерий Фруда, выражающий отношение сил тяжести
к силам инерции.
В преобразованном для смесителей виде будем иметь
* =C(-?^Y(—(440)
pn3d5 \ Цо / \ g )
где р — объемная масса смеси, кг/м3;
и — частота вращения вала, об/мин;
d — диаметр лопасти, м;
С — коэффициент пропорциональности, величина зависит
от принятой системы единиц (для системы СИ С — 0,0152);
р0 — эффективная динамическая вязкость смеси, Н-с/м2;
g — ускорение свободного падения м/с2.
Решая последнее выражение относительно мощности, получим
дг — Cp*+1g“xn3+*+2^d5+2*+*'g_0. (441)
Для определения величин х и у необходимо экспериментально
найти значения показателей степеней при каких-либо двух осно-
ваниях.
Исследованиями ВНИИСтройдормаша установлено, что мощность
двухвальных горизонтальных бетоносмесителей непрерывного
действия изменяется пропорционально п-0-3 и р.^7.
С учетом изложенного, при некоторых упрощениях мощность
двухвальных горизонтальных смесителей (кВт) можно рассчитать
так:
/V = (28 н- 30) n-°'3d2’3,
где L — длина смесителя, м.
21 Заказ 1376
(442)
321
i а о л и ц a
Физико-мёхаНические свойства бетонов и растворов
Параметр Бетон на щебне с осадкой конуса, см Цементный раствор с осад- кой конуса СтройЦНИЛ, сц
0 — 2 3 — 5 6—8 2 — 4 5 — 7 8 — 9 ю-j
Объёмная масса, кг/м3 .... 1730 1880 2020 1730 1840 2000 222Й
Эффективная динамическая вяз- кость, Н- с/м2 170 143 105 135 126 82 31
Для циклических растворосмесителей мощность, необходима^
для вращения лопастей, (кВт) j
N = С 5 (if)0' 2 cos ап^2р_0’33р.о’33£°’3<Р, (443
где t — осевой шаг лопастей, м; ?
b — ширина лопасти, м;
z — число лопастей; j
a — угол установки лопасти (к оси вала), градусы;
Ф — коэффициент заполнения смесью корпуса. ;
Величины объемной массы и динамической вязкости некоторый
смесей приведены в табл. 34.
Для предварительных расчетов рекомендуется пользокватьс
упрощенной методикой, основанной на том, что все виды сопротм
лений оцениваются одним опытным удельным коэффициентом сопрс
тивления движению лопасти в смеси.
Согласно схеме (рис. 229) момент, необходимый для вращени
лопасти, (Н-м)
(• kb (г? — г2 )
М = J kbrdr = —Ц—(44
Гв
мощность двигателя, соответственно, (кВт)
' fe&(0(r2-r2B)zqp .
~ 2000ч ’ .1
здесь k — удельный коэффициент сопротивления движени
лопасти в смеси, Н/м2;
b — проекция ширины лопасти на плоскость, перпе:
дикулярную направлению вращения, м;
со — угловая скорость вала, рад/с;
гн и гв — радиусы наружных и внутренних кромок лоп
стей, м;
z — число лопастей;
Я — к. п. д. привода, с учетом потерь на трение в упло
нениях вала, принимают г] = 0,65 ч-0,7.
322
Рис. 229. Схема к расчету мощности
привода принудительных смесителей
Некоторые значения коэффици-
ентов сопротивления движению при-
ведены в табл. 35.
Мощность двигателя роторных
бетоносмесителей можно также опре-
делить по формуле (445).
По данным К- М. Королева вели-
чина коэффициента k для бетонов
может быть принята такой: для
пластичных смесей k = 3-104 Н/м2,
для жестких смесей й=5,5-104Н/м2.
Пример И. Рассчитать мощность
двигателя роторного смесителя типа —
СБ-35. Схема лопастного аппарата показана на рис. 230.
Смеситель имеет пять лопастей полностью погруженных в бетон
(высота проекций этих лопастей на вертикальную плоскость hx =
= 60 мм) и две очистные лопасти 3 и 4, рабочая высота которых
равна высоте слоя смеси й2 = 200 мм. Угловая скорость ротора
со — 3,14 рад/с. Примем k = 4,1 • 104 Н/м2.
Тогда
м = [(4 - 4) + (4—4) + (4 - 4) +
+ (4 — 4) + (4—4)1 + h2 ((4—4) + (4 — 4)1} =
= 4,1'loop3,14 {0,06 [(0,822 — 0,612) + (0,552 — 0,442) +
+ (0,7852 — 0,52) + (0,72 — 0,52) ф- (0,452 — 0,32)] ф-
ф- 0,2 [(0,92 — 0,822) ф- (0.322 — 0,252)]} = 13,3 кВт.
На бетоносмесителе типа СБ-35 установлен двигатель мощностью
14 кВт.
Технические данные бетоносмесителей приведены в табл. 36.
323
Таблица 35
Коэффициенты сопротивления движению растворов
Раствор Состав k (Н/м2) для растворов с осад- кой конуса СтройЦНИЛ, см
2 — 4 5-7 8 — 10 - 10—12 :
Известковый 1:3 14 000 12 000 17 000 6000
Известковый 1 : 5 18 000 16 000 14 000 6000
Цементный 1:3' 43 000 24 000 17 000 7000
Сложный и— сл сл 35 500. 22 000 16 000 7000
Таблица 36
Технические данные бетоносмесителей
Параметр Гравитационные
циклические непрерывного действия
160 250 500 1200 2400 С-473 С-314
Объем по загрузке, л .... Объем готового замеса, л . . . Производительность, м3/ч . . Частота вращения рабочего ор- гана, об/с Мощность двигателя, кВт . . Масса, т 100 65 2,0 0,38 0,6 0,216 250 165 6,0 0,3 1,0 1,3 500 330 10,0 0,3 2,8 1,92 1200 800 20,0 0,29 14,0 3,8 2400 1600 35,0 0,2 28,0 8,04 40 0,35 20,0 3,15 К 120 0,3 90,0 6,6
Параметр Принудительного действия
циклические непрерывного действия
250 500 1000 1200 С-548 С-543 С-473
Объем по загрузке, л .... Объем готового замеса, л . . . Производительность, м3/ч . . Частота вращения рабочего ор- гана, об/с Мощность двигателя, кВт . . Масса, т 250 165 6,0 0,67 4,5 1,1 500 330 5,8 0,55 10,0 1,6 1000 660 12,0 0,4 14,0 5,4 1200 800 16,0 0,38 28,0 4,03 15,0 1,2 7,0 0,93 < 30,0 0,9 20,0 3,11 60,0 0,7 ^0,0 5,73
324
§4. ВИБРАЦИОННЫЕ СМЕСИТЕЛИ
Одним из способов перемешивания жестких бетонных смесей яв-
ляется вибрирование. При вибрировании разрушаются структурные
связи смеси, и она становится более текучей. При этом улучшается
также использование вяжущих свойств цемента, так как при соуда-
рении частиц с них удаляются продукты гидротации и в реакцию
вступают новые поверхности. Однако некоторыми исследованиями
установлено, что применение вибрации для перемешивания смесей,
содержащих большое количество воды, существенно не увеличивает
прочность бетона, в то время как энергозатраты при виброперемеши-
вании увеличиваются в 1,5—2,0 раза.
Таким образом, виброперемешивание экономически выгодно
применять для приготовления жестких бетонных смесей с мелко-
зернистыми заполнителями. Для этих смесей отмечается повышение
прочности бетона в раннем возрасте (до 7 дней) на 25—30% и ко-
нечной прочности на 10—15%.
Вибрация может передаваться смеси через корпус смесителя или
через лопасти. В последнем случае конструкция вибросмесителя
существенно усложняется. Большое значение имеет правильно
выбранный режим вибрирования для каждого состава смеси. Ввиду
того, что смесь состоит из зерен разной массы, определенный эффект
дает многочастотное вибрирование.
Двухчастотный вибросмеситель (рис. 231) представляет собой
барабан 3, установленный на раме 1 с помощью пружин 2. В корпусе
проходит трубчатый вал 4, на котором укреплены лопасти 6. Внутри
полого вала вращается с большой скоростью (314 рад/с) дебаланс-
ный вал 5, возбуждающий колебания, которые через лопасти пере-
даются смеси. Кроме того, на специальном стакане 7, прикреплен-
ном к корпусу болтами, установлен шкив 8 с дебалансом 9, при-
водимый во вращение от быстроходного вала редуктора привода
лопастей. Этот виброэлемент имеет скорость 150 рад/с. Таким обра-
зом, смеси сообщаются двухчастотные колебания.
Рис. 231. Схема двухчастотного вибросмесителя
325
§ 5. СМЕСИТЕЛИ ДЛЯ ПРИГОТОВЛЕНИЯ
ЛЕГКИХ БЕТОНОВ
Для приготовления газобетонных суспензий при производстве •;
ячеистых бетонов применяют виброгазобетоносмесители самоход-
ного типа, поскольку приготовленную массу необходимо быстро уло- i
жить в формы при непрекращающемся перемешивании.
На рис. 232 показана схема портального виброгазобетоносмеси- -
теля с рабочим объемом барабана 5 м®. |
На самоходном портале 10, передвигающемся по рельсовым пу- <i
тям с помощью приводов 1, на пружинных подвесках 3 установлен
бункер 5. На бункере закреплены вибраторы 9, которые сообщают .<
ему высокочастотные колебания. В бункере размещен вертикаль- j
ный вал 6 с нижним приводом, состоящим из двигателя и кониче- *
ского редуктора 11. На вал 6 надет защитный полый стакан 8, сое- 1
диненный резиновым фланцем с днищем. К верхнему фланцу вала 6 J
крепится труба, свободно охватывающая стакан 8, к которой при- 4
креплены смесительные лопасти 7. Такая система позволяет защи- I
щать подшипники и редуктор от проникновения в них агрессивной
смеси. Перемешивание компонентов производится при совместном '
воздействии вибрации и побуждения смеси лопастями. Для увели- ’
чения интенсивности перемешивания к внутренним стенкам бун- -
кера прикреплены отбойные лопасти 4.
Рис. 232. Схема портального виброгазобетоносмесители
А-А
Ю
326
Рис. 233. Керамзитобетоносмеситель
Шлам и вода подаются в бункер смесителя по воронкам, размё-
щенным в крышке. Перемешивание шлама с водой осуществляется
примерно 60 с, после чего в смесь вводится алюминиевая суспензия.
Одновременно с перемешиванием агрегат перемещается к форме
и производит ее заливку газобетонной смесью. Смесь выходит че-
рез сливные патрубки 2 в лотки-гасители скорости 13 и далее сквозь,
отверстия в днище лотков, в форму.
На патрубки 2 надеты резиновые рукава — затворы. Пневмо-
цилиндр 12 через систему рычагов и обойму сжимает рукава и та-
ким образом закрывает выход смеси.
Для приготовления бетонных смесей с легкими заполнителями
(керамзитом, пемзой) применяют бегунковые смесители. Такие ма-
шины одновременно с перемешиванием частично измельчают керам-
зит, что обеспечивает более плотную компоновку зерен заполни-
теля и приготовление бетонов высокого качества.
Керамзитобетоносмеситель (рис. 233) представляет собой раму
3, на которой установлена чаша 5, футерованная изнутри сменными
плитами 4. Смесь перемешивается решетчатыми катками, состоя-
щими из дисков 6 и стержней 7.
К вертикальному валу шарнирно прикреплены водила 11 с за-
крепленными в них осями 12, на которые надеты катки. При враще-
нии вертикального вала 15, привод которого осуществляется дви-
гателем 1 через редуктор 2 и коническую пару зубчатых колес 16,
катки перекатываются по кругу и одновременно вращаются
вокруг
горизонтальных осей. Для перемещения смеси в зону действия кат-
ков имеются лопасти 14. Зазор между днищем и катками регули-
руется болтовым фиксатором 9. Вода подается в смеситель по коль
цевой перфорированной трубе 8, а сухие компоненты — через отвер-
стие 10 в крышке смесителя. Готовая смесь разгружается через дон-
ный люк, закрываемый затвором при помощи пневмоцилиндра 13.
Глава 6. БЕТОННЫЕ И РАСТВОРНЫЕ ЗАВОДЫ
И УСТАНОВКИ
§ 1. ТЕХНОЛОГИЧЕСКИЙ ПРОЦЕСС ПРИГОТОВЛЕНИЯ’
БЕТОНОВ И РАСТВОРОВ
Технологический процесс производства бетонных смесей и строи-
тельных растворов на современном уровне представляет собой цепь
взаимосвязанных механизированных и, в большинстве случаев,;
автоматизированных операций: складскую переработку материалов,’
включающую погрузочно-разгрузочные и штабелировочные работы;:
транспортирование компонентов в расходные бункера смеситель-^
ного узла; дозирование компонентов; приготовление (перемешива*
ние) смеси; выгрузку готовой смеси. :
328 1
При расчлененной технологии производства отдозированные
компоненты перемешиваются в пути следования или в смесительных
установках, расположенных у места укладки, бетона. Завод в этом
случае состоит из централизованного складского хозяйства с дози-
ровочной установкой. В зимнее время в технологический процесс
включаются операции по подогреву инертных материалов.
§ 2. ОСНОВНЫЕ ТИПЫ И СОСТАВ БЕТОННЫХ -
И РАСТВОРНЫХ ЗАВОДОВ
В зависимости от назначения, мощности и особенностей объектов-
потребителей существуют постояннодействующие стационарные и
приобъектные бетонные и растворные заводы, быстро перебази-
руемые сборно-разборные заводы и передвижные смесительные
установки.
Постояннодействующие стационарные заводы выпускают то-
варный бетон (раствор) для различных потребителей близлежащего
района или для заводов железобетонных сборных конструкций.
Приобъектные заводы сооружают для строительства конкрет-
ных объектов, рассчитанных на эксплуатацию в течение нескольких
лет. Для лучшего использования такие, заводы должны иметь воз-
можность быстрого перебазирования на другие объекты, без боль-
ших затрат на монтаж-демонтаж оборудования и стационарные соо-
ружения.
Передвижные бетонные и растворные смесительные установки
представляют собой агрегаты, смонтированные на прицепах или
состоящие из блоков, перевозимых транспортными средствами.
Эти установки предназначены для обслуживания рассредоточен-
ных объектов.
В состав завода или установки входят:
склады заполнителей и цемента, имеющие механизмы для шта-
белирования и подъемно-транспортное оборудование для подачи их
в смесительное отделение;
смесительное отделение с дозировочным оборудованием, рас-
ходными бункерами, смесительными машинами и устройствами
для приема готовой смеси и выдачи ее потребителю.
Бетоносмесительные и растворосмесительные цехи и установки
классифицируют по следующим признакам: по принципу действия —
периодического и непрерывного; по схеме компоновки — на вы-
сотные и ступенчатые.
При высотной схеме компоновки (рис. 234) осуществляется
однократный подъем составляющих смеси на полную высоту, после
чего материалы в течение всего технологического цикла движутся
только под действием силы тяжести.
При двухступенчатой схеме составляющие последовательно
двукратно поднимаются сначала в расходные бункера, затем, после
дозирования, в смесительную машину.
Высотные схемы более компактны и лучше поддаются автомати-
зации технологического процесса,
329
10
17.
14
то
06000
б
зяо
!Й>ЙЙ$И^И^Й
2500
2500
Рис. 234ЛСхема бетонного завода с двумя гравитационными смесителями
У
12
13
16
15
^gg
7
На рис. 234 показан завод с двумя бетоносмесителями объемом
по 880 л, выполненный по высотной схеме. Непосредственно бетоно:
смесительный узел имеет три отделения: бункерное, дозаторное й
смесительное.
Заполнители подаются со складов ленточным транспортером И.
через поворотную воронку 12 в отсеки бункеров. Цемент подается
со склада шнеком 2 через воронку 1 в элеватор 3 и далее по двух-
рукавной течке 10 в бункера. Последние оборудованы указателями
уровней 13 для автоматического контроля уровня их загрузки, гаси-
телями скорости падения материалов и устройствами для сводо-
обрушен ия.
Из бункеров 16 материал через дозаторы цемента 8 и дозатор’
заполнителей 9 поступает в приемную воронку 7 и через рукав 14
,330
И течку 6 направляется в смеситель 5. Вода из бункера 17 поступает
в бетоносмеситель через дозатор. 15. Готовая смесь выгружается
в бункера 4, из которых выдается потребителям.
В последние годы заводы рассматриваемого типа модернизи-
руются в направлении более рациональной компоновки с приме-
нением прогрессивного оборудования. На рис. 235 показана схема
бетонного завода с двумя смесителями принудительного действия
объемом 880 л (по загрузке). Для дозирования материалов при-
менены более совершенные многофрикционные дозаторы. Для отме-
ривания заполнителей используется один дозатор 3, способный
последовательно взвешивать шесть компонентов.
Дозирование воды осуществляется дозатором 2, а цемента —
дозатором 10.
Заполнители подаются ленточным транспортером 16 на поворот-
ный ленточный питатель 15 и через него в соответствующие отсеки
бункера 5. Цемент сжатым воздухом направляется по трубе 8
в циклон 6, из которого поступает в силос 7, оборудованный сво-
дообрушителями 9, и далее винтовым питателем 11 в дозатор 10
и по ленточному питателю 12 в сборную двухрукавную воронку 14,
из которой поступает в смеситель 1. Готовая смесь выгружается
Рис. 235. Схема бетонного завода с двумя смесителями принудительного действия
331
Рис. 236. Технологическая схема бетонораствориого
завода с турбулентным смесителем
в бункер 13. Некоторый запас воды хранится в бачке 4. Для обслу-
живания систем пневмоуправления имеется компрессор 17.
Проведенные конструктивно-проектные усовершенствования
позволяют уменьшить высоту завода (на 20—30%) и соответственно
снизить капитальные затраты.
Растворосмесительные заводы башенного типа по компоновке
аналогичны рассмотренным бетонным заводам.
На рис. 236 изображена технологическая схема приготовления
строительных растворов и бетонных смесей на автоматизированном
узле конструкции Главмосстроя, в котором применены турбулент-1
ные смесители объемом 1000 л (по загрузке). Цемент из силосов 1,
шнеком 2 подается элеватором 31 и шнеком 30 в расходный бункер 29.
Из бункера цемент питателем 14 подается в дозатор 15, из которого
поступает в турбулентный смеситель 9. Заполнители из траншейной
бункерных складов 3 подаются транспортером 4 на грохот 6. Про-
сеянный песок элеваторов 7 подается в барабанную пескосеянку 24
и далее в бункер 25. Крупные включения с грохота 6 подаются шахт-
ным подъемником 5 в бункер для отходов 8. Щебень со склада транс-
портируется этими же машинами и транспортерами 26 в бункер 27.-
Из бункеров песок и щебень питателями 21 и 23 подаются в доза-,
тор 22 и далее в смеситель. Вода в смеситель подается из емкости 28
через клапан 17 и дозатор 16. Известь из бака 13 и добавки из баков.
12 и 10 насосами 11 подаются в соответствующие дозаторы 18., 19
и 20, из которых сливаются в смеситель. ;
Завод выполнен в блочном исполнении, что позволяет осуще--
ствлять быстрый монтаж и перебазировку оборудования. Смеси-
332 •
1
Рис. 237. Схема размещения оборудования в смесительном отделении бетонораствор-
ного завода:
1 — бункер для песка; 2 — пескосеялка; 3,5 — транспортеры; 4 — бункер для щебня;
6 — шнек для подачи цемента; 7 — бункер для цемента; 8 — питатель для песка; 9— пи*
татель для щебня; 10 — щит с приборами; 11 — дозатор заполнителей; 12 — .дозатор воды;
13 — емкость для воды; 14 — шнек подачи цемента; 15 — дозатор добавок; 16 — дозатор
щелока; 17 — дозатор цемента; 18 — дозатор нитрита натрия; 19 — пульт управления;
20 — турбулентный смеситель; 21, 22 — элеваторы; 23 — емкость для извести; 24 — ем-
кость для щелока; 25 — пульт приема перфокарт, 26 — емкость для добавок
тельное отделение собирается из пятнадцати объемных секций,?
в которых на заводе смонтировано все оборудование. Масса кажлопгя
элемента не превышает 10 т, что позволяет перевозить их автомо^
бильным и железнодорожным транспортом. Схема размещения обо^Я
рудования в смесительном отделении показана на рис. 237. Бетоно-1
растворный завод полностью автоматизирован и управление осу-Ц
ществляется по перфокартам. При этом без существенной перена*
ладки оборудования можно выпускать до 12 марок смесей^
Производительность завода по раствору — 50 м3/ч, по бетону
35 м3/ч.
На рис. 238 показана схема двухступенчатого бетонного завода
непрерывного действия (типа СБ-75), производительностью 30 м3/чй
предназначенного для приготовления бетонов на открытых площай
ках при строительстве дорог, аэродромов и т. п. Завод состоит й|
трех основных блоков: дозаторного блока для заполнителей, смеси!
тельного отделения с бункером цемента и блока управления. Запож
нители из бенкеров 1 через дозаторы непрерывного действия 2 па
транспортеру 3 подаются на наклонный транспортер 4 в сборную
воронку 9. Цемент из автоцементовозов направляется в бункер
оборудованный фильтром 8, и далее дозатором 6 в сборную воронку|
Завод может производить готовую смесь смесителем непрерывного
действия 10, куда также подается вода насосом-дозатором 12 и|
бака, расположенного в блоке управления 11, или отгружатй
в автобетоносмесители отдельно от дозированные сухие компонент^
и воду. Завод имеет тарировочный дозатор циклического действий
(АВДУ-1200Ф) 5, смонтированный на откатной раме. В рассма|
триваемой установке дозатор цемента размещен над смесителем^
что исключает потери цемента. Кроме того, устранено влияний
вибрации и шума на обслуживающий персонал, так как управлений
вынесено в отдельный блок.
X
Рис. 238. Схема бетонного завода
непрерывного действия произво-
дительностью 30 м3/ч
334
§ 3. ОСНОВЫ АВТОМАТИЗАЦИИ СМЕСИТЕЛЬНЫХ
ЗАВОДОВ И УСТАНОВОК
Цель автоматизации предприятий для производства бетонов и рас-
творов — обеспечить автоматическое управление технологическим
процессом, автоматический контроль за режимом работы агрегатов
(степенью наполнения бункеров, изменением режима работы доза-
торов и др.), контроль за качеством смеси и учет выхода готового
продукта.
На рис. 239 показана структурно-элементная схема автомати-
зации бетонного завода, режим работы которого зашифрован на
перфокартах. Перфокарта, на которой зашифрованы состав смеси
и требуемое ее количество, вводится в блок приема ППК. Считы-
вающие устройства этого блока подают сигналы в блоки управления
бункером выдачи готовой смеси УРБ, управления смесителем УМ
и блок задания рецептуры ЗР, регулирующий режим работы доза-
торов 7. Собственная масса автомобиля фиксируется датчиком ДВ
и учитывается при выдаче смеси.
После подготовки агрегатов к пуску автоматически включается
смеситель 6 и дозаторы 7. Управление подъемно-транспортными ма-
шинами осуществляется указателями нижнего НУа и верхнего ВУ&
уровней наполнения бункеров 8. При израсходованных запасах
материалов указатель нижнего уровня НУа дает команду блоку УТ^
на последовательное включение транспортирующих машин 4 и 1
и затворов 2 бункеров склада 3 через соответствующие блоки управ-
ления агрегатами УТ\ и У33.
В схеме управления предусматривается блокировка работы сме-
сителя при помощи указателей верхнего ВУ5 и нижнего НУ3 уров-
ней смеси в раздаточном бункере 5.
Работа входного ВЗ и разгрузочного НЗ затворов дозатора также
взаимно заблокирована и функционально связана с работой сме-
сителя.
В современных условиях авто-
матизация бетоносмесительных за-
водов выполняется агрегатирован-
ным комплектом аппаратуры (АКА-
бетон), разработанным ВНИИ-
Стройдормашем. Аппаратура, вхо-
дящая в комплект «АКА-бетон»,
позволяет автоматизировать уста-
новки со смесителями объемом от
250 до 3000 л, выпускающие смеси
любого состава. Этот комплект
позволяет осуществлять различ-
ный уровень автоматизации, начи-
ная с минимального (автоматиче-
ского управления дозаторами и
смесителями) и кончая высшим
уровнем, включая программное
Рис. 239. Структурно-элементная схе
ма автоматизации бетонного завода
335
Рис. 240. Структурно-элементная схема агрегатированного комплекта 'Я
аппаратуры для автоматизации бетоносмесительных установок
«АКА-бетон» Я
управление заданием марок, введения поправок, регистрацию задан-
ного и фактического состава смеси и вывод информации на цен- •g
трализованные системы управления. Изменение уровня автомата- Я
зации осуществляется методом агрегатирования, т. е. введением
дополнительных подсистемой блоков к базовым системам управле-
336 '3
ния. Этим повышается уровень унификации аппаратуры, ее каче-
ство и снижается стоимость..
Системы автоматики собираются из ограниченного числа суббло-
ков, каждый из, которых представляет собой одну или несколько
печатных плат с полупроводниковыми приборами. Так, пульт управ-
ления типовой бетоносмесительной установкой с двумя смесителями,
в котором смонтированы базовые подсистемы «Униблок» и «Кактус»,
состоит из 29 субблоков «Униблок» (12 типов) и 8 блоков «Кактус»
(трех типов).
На рис. 240 показана структурно-элементная схема автомати-
ческого управления смесительным отделением бетонного завода.
В технологическом процессе таких производств имеются базовые
операции: подача материалов в расходные бункера, дозирование,
перемешивание и выдача готовой смеси.
В комплекте «АКА-бетон» для управления этими операциями
имеется набор схемных элементов для построения базовых подсистем:
«Униблок» — для управления операциями дозирования, переме-
шивания и выдачи готовой смеси — 21 и «Кактус» — для управле-
ния операциями подачи материалов в расходные бункера 20.
К базовым подсистемам может быть подсоединена дополнитель-
ная подсистема СУЗИ (23), когда марки задаются дистанционно и -
автоматически (жетонами, перфокартами и т. п.) или вводятся по-
правки, а также для работы в системах централизованного учета
и управления.
Для построения систем автоматики используется следующая
аппаратура (рис. 240). Приборы контроля работы технологического
оборудования: датчики 1 и 6 положений рабочих органов, датчики 4
и 5 предельных уровней материала в бункерах, датчики 3 контроля
толщины материала на транспортерах, датчики 2 скорости ленты
транспортера, исполнительные механизмы 7, 14, 15, 19 управления
затворами бункеров. Для отмеривания порции материалов исполь-
зуются дозаторы 11, 12 и 13 с циферблатными указателями, в ко-
торых имеются датчики 8 аварийной перегрузки дозатора, датчик
контроля 9 разгрузки дозатора, датчик 10 задания массы порции.
Материал из дозаторов поступает в сборную воронку 16 и сме-
ситель 17 и далее в бункер готовой смеси 18. На центральном пульте
управления смонтированы дистанционные указатели 22 работы
основных элементов автоматики.
§ 4. ВЫБОР ТИПА СМЕСИТЕЛЬНОГО ЗАВОДА.
МЕТОДИКА ПОДБОРА ОСНОВНОГО ОБОРУДОВАНИЯ
Выбор типа и схемы бетоно-(растворо) смесительного завода опре-
деляется следующими факторами: требуемым количеством смеси —
производительностью завода, способом транспортирования смеси,
климатическими условиями.
Крупные центральные и районные заводы имеют меньшие удель-
ные капиталовложения, чем группа мелких заводов с той же сум-
марной производительностью. Сметная стоимость децентрализован-
22 Заказ 1376 337
ных хозяйств на 20—30% превышает сметную стоимость централь
ного завода. На крупных заводах ниже эксплуатационные расход
и трудоемкость. Однако в каждом конкретном случае целесообр
ность того или иного типа завода должна быть выявлена в резу
тате тщательного технико-экономического анализа. В отдельных с.
чаях, при больших расстояниях транспортирования может ух
шится качество смеси, а расходы на транспортирование могут п
высить экономию, достигнутую при централизации. В этом слу
применяется схема заводов, с перемешиванием компонентов в п*
следования (в автобетоносмесителях или в приобъектных смесите
ных установках), а на центральном заводе остается складское
зяйство с дозировочным блоком.
Для обслуживания мелких объектов строительства при неп
должительных сроках работ экономически выгодно применять-
редвижные бетоно- и растворосмесительные установки.
Опыт работы крупнейших строительных организаций покаг
что в условиях массового жилищного строительства целесообраа
применять районные растворные заводы производительностью 1
90 тыс. м3 в год. На таких заводах можно полностью механг
ровать и автоматизировать процесс производства.
При выборе смесительной машины, кроме технологических сс
ражений, необходимо сопоставить их технико-эксплуатацион:
показатели: энергоемкость, металлоемкость, удельную произвр
тельность.
Мелкие растворосмесители объемом 80 и 150 л и бетоносме
тели объемом 100 и 250 л применяются, как правило, на приобъе
ных, построечных установках. Количество смесительных маш
их тип и конкретная марка определяются заданной производите
ностью, режимом работы и характеристикой смеси.
Требуемая производственная емкость в л (литрах по выхо,
смесительных машин рассчитывается по формуле
17 — ПГ'\000 /д
п zqzcr9kzkr ’ '
где Пг — годовая производительность завода, м3/г;
г — число замесов (циклов) в час;
С — число смен в сутках;
qc — число часов в смене;
Гр — число рабочих дней в году;
kc и kr — коэффициенты использования машин соответствен
в смену и в течение года.
Количество смесительных машин
т Vo
где Уо — объем (литраж) принятой машины.
Дозировочное и другое вспомогательное оборудование выбир:
в соответствии с принятой маркой смесительной машины, схй
338
компоновки узла и применяемой системы автоматизации техноло-
гического процесса. Расход материалов, на приготовление 1 м3 дан-
ной смеси при заданном ее составе в виде объемных отношений ком-
понентов Ц : П : Щ (цемента, песка и щебня) и водоцементном
факторе ВЩ, рассчитывается по следующим, формулам.
Расход цемента (кг/м3)
=* АвМ + л + Щ) ’ <447>
где Ц, П, Щ — объемы цемента, песка и щебня в смеси (относи-
тельно цемента, принимаемого за единицу);
у — объемная масса цемента, кг/м3.
&в — коэффициент выхода смеси.
Расход песка (м3/м3)
!гв(Д + пУгЩ)' , . (448)
Расход щебня (м3/м3)
+ Я + Ж <449)
Расход воды (кг/м3)
(450)
Объем бункера для соответствующего компонента (м3)
^бунк == СчаЧзап, (451)
где Q4ac = 774acQ — часовой расход соответствующего материала;
Л час — часовая производительность завода (установки)
м3/ч;
^зап — норма запаса материала в бункере (чаще всего
£зап = 2 Ч).
Соотношение емкостей отсеков для различных фракций щебня
обычно принимается в пропорции 2:1:1 для крупного, среднего
и мелкого щебня.
Производительность ленточного транспортера, которым подается
песок и щебень, должна быть несколько выше суммарной часовой
потребности в этих компонентах.
В стационарных смесительных заводах в настоящее время успешно
используют установки для пневматического транспорта цемента.
Выбор основных параметров этих установок сводится к опреде-
лению расхода воздуха, скорости его движения, диаметра, трубо-
провода и требуемого давления (разрежения для всасывающих уста-
новок), по методике, излагаемой в курсе подъемно-транспортных
машин.
22* 339
§ 6. ТЕХНИКО-ЭКОНОМИЧЕСКИЕ ПОКАЗАТЕЛИ
БЕТОННЫХ И РАСТВОРНЫХ ЗАВОДОВ
Основными технико-экономическими показателями бетонных и рас;
творных заводов являются удельные капиталовложения на 1 й
годовой производительности; удельные установочные мощности элеК
тродвигателей на 1 м3 объема смесителей; удельные энергозатрат
на 1 м3 приготовленной смеси (электроэнергия, сжатый воздух, пар)
трудовые затраты в человеко-часах на 1 м3 приготовленной
смеси; стоимость приготовления 1 м3 смеси; удельные площади
занимаемые заводами. J
Некоторые технико-экономические показатели заводов прив$
дены в табл. 37. Анализ соответствующих данных показывает, чи
удельные технико-экономические показатели улучшаются с увели
чением мощности предприятия. Кривые, характеризующие завй
симость трудоемкости, энергоемкости и стоимости приготовлена
смеси, приведенные на рис. 241, наглядно иллюстрируют эту те»
денцию. |
Основные указания по технико-экономическим расчетам пр,
дипломном и курсовом проектировании бетонорастворосмесительньц
заводов. Степень полноты технико-экономических расчетов связав
с глубиной проработки проекта. На стадии учебного проектиров|
ния не всегда представляется возможным оценить все показател^
поэтому некоторые из них, например, капиталовложения, устаной
ленные мощности всего оборудования, площади и др. могут бый
приняты к сведению из табл. 37.
Основные технико-экономические показатели должны быть ра<?
считаны и на первых стадиях проектирования, хотя бы по упрд
щенным методам.
Таблица $
Технико-экономические показатели некоторых бетонных заводов - - ;
Установлен-
Производи- ная мощность О а <и Л
5 тельность двигателей 3 3 03 я X (Г) h о
Схема зав м’/год м’/ч суммар- ная, кВт Я и > * S ° л н § «Й о н s Годовой р энергии, 1 кВт- ч Удельная гоемкость, кВт- ч/м’ Трудоемка чел-ч м3 Стоимость готовлени си, руб.А Удельные питаловлс НИЯ, (руб.
2X425 40 000 15 200 235 (57) 355 9,6 (2,8) 2,8 (1,4) 2,6(0,65) з.о (о.одЩ
2Х 1200 120 000 40 371 155 (34) 475 3,9 (1,8) 1,4 (0,4) 1,4 (0,32) 26,5 (4,*ИиК'
4X2400 450 000 120 1036 107 (26) 1600 3,5 (1,2) 1,3 (0,4) 1,0 (0,22) 18,4
Примечание. Цифры слева — по заводу, в скобках — по смесительному отделений
* Относительная установленная мощность двигателей
TV у ' >
От ^2 . 3
где — суммарная установленная мощность, кВт:
Vj — суммарный объем смесителей, м3. ’
----------------------------------------------------------------------------------И,
340
Рис. 241. Зависимость уДеЛьйык
технико-экономических показате- • (
лей бетонного завода от произ-
водительности:
/ — выработка на одного производ-
ственного рабочего смесительного отде- ц М*
ления; 2 — энергоемкость прнготовле- црп-и
ния 1 м8 смеси; 3 — стоимость еди- V€VA v
ницы продукции; 4 — выработка на
одного производственного рабочего по 2
заводу; 5 — затраты энергии на еди-
ницу продукции по смесительному
отделению
Удельные энергозатраты
(кВт-ч/м3) для предприятий
соответствующей производи-
тельности могут быть рас- О
считаны по следующим фор-
мулам:
для всего бетоносмесительного з
_ 22,6 .on,
^Зав “ ^/П2
(452) '
для бетоносмесительного отделения
?.-тЯв-+ 1,2, (453)
у П2
где П — производительность завода, м3/ч.
Стоимость приготовления 1 м3 смеси (руб/м3) рассчитывается так:
по заводу
C.„=-S7==-+1,O; (454)
по бетоносмесительному отделению
Со=^- + 0,2. (455)
у /72
Необходимо иметь в виду, что стоимость приготовления смеси
резко возрастает с уменьшением коэффициента загрузки предприя-
тия (рис. 242). Поэтому при эксплуатации завода следует макси-
мально использовать оборудование.
Трудовые затраты (чел ч/м3) в первом приближении могут быть
определены по формуле
Т = zr<wZ<&>_ , (456)
/7ГОд
где /гол— годовой фонд рабочего времени, ч;
z0 (0,7-i-0,8) z2— число рабочих, занятых в основном произ-
водстве;
г2 — Пчл/Н — общее число рабочих на предприятии;
Н — норма выработки на одного работающего,
м3/чел -ч;
kQ — 0,854-0,9 — коэффициент отдыха;
77год — годовая производительность завода, м3/год.
341
Y
a
Рис. 242. Изменение стоимости
приготовления и-общей стоимо-
сти смеси от степени загрузки
предприятия:
1 — стоимость приготовления сме-
си; 2 — стоимость смеси
Норма выработки в м3/чел • ч:
для всего завода
77^ = 0,15^77;
Эд
0
I
4
$
4
для бетоносмесительного отделена
77О= 0,51^77. (4
Годовой фонд рабочего времени в г
^год = (365 — Ов — Z)T) /см/гс6н, (4
где D в — число выходных и праздн»
ных дней в году (при пят
дневной неделе £>в = 111)$
Dr — простои (в днях) при
видах технического обслу
вания и ремонта;
смены в часах (при пятиднев
Таблица 38
Соотношение затрат по отдельным
видам расходов
Статья расхода Затраты по отдель- ным видам для за- водов со смесителя- ми, %
2X330 4Х 1600 8Х 1600
Заработная плата про- изводственных рабо- чих 16,0 6,4 5,6
На силовую электро- энергию 10,4 14,6 18,3
На сжатый воздух 4,2 9,2 8,7
На пар 7,4 21,0 23,4
На цеховые 62,0 48,8 44,0
/см — продолжительность
неделе /см = 8,2);
kc — коэффициент сменности;
k„ — коэффициент, учитывающий перерыв в работе по непредв
денным причинам.
Годовая производительность в м3/год
^год ^час^год^в,
где kB — коэффициент использования внутрисменнего времен!
(Ав 0,85-5-0,9). -
По подразделениям заво
трудовые затраты (%) рас!
пределяются в среднем тай
склады заполнителей 36—4
склад цемента 18—25; бете
носмесительное отделение -
22—26; бункера подогрева-?
8—12.
Затраты по отдельным
ставляющим расходов
приготовление смеси прия
дены в табл. 38. Из пр
димых данных видно, чтоЭ
возрастанием мощности п
приятия увеличиваются р
ходы на энергию и умен
шаются расходы на зарабси
ную плату производстврнн
рабочим и цеховые расходу
При детальной прорабои
ке проекта технико-эконома^
5й
342
Таблица 39
Примерная калькуляция себестоимости приготовления 1 м3 бетона
Статья затрат, единица измерения Стоимость единицы статьи затрат, руб. Затраты на 1 м* бетона Статья затрат, единица измерения Стоимость единицы статьи затрат, руб. Затраты на 1 м* бетойа
в натуральных показателях в руб. 1 в натуральных показателях в руб
На материал: сжатый воздух, м3 0,01 2,05 0,014
щебень, м3 . . . . 5,2 0,9 4,681 На заработную плату:
песок, м3 .... 2,9 0,4 1,157 производственным
цемент, т .... 17,5 0,3 5,250 рабочим ..... — — 0,091
вода, м3 0,1 0,17 0,010 начисления на за- »
На энергию: работную плату — — 0,006
электрическую, цеховые расходы .— — 0,240
кВт- ч 0,02 3,5 0,070 общезаводские рас-
технологически й пар, т ...... 3,5 0,03 0,096 ХОДЫ — — 0,091
ческие показатели должны быть уточнены для определенных усло-
вий и рассчитана конкретная стоимость единицы продукции.
В табл. 39 приведена примерная калькуляция себестоимости
приготовления 1 м3 бетона на автоматизированном заводе с двумя
смесителями объемом по' 880 л.
§ 6. ОСОБЕННОСТИ ЭКСПЛУАТАЦИИ ОБОРУДОВАНИЯ
БЕТОНОСМЕСИТЕЛЬНЫХ И РАСТВОРОСМЕСИТЕЛЬНЫХ
ЗАВОДОВ И УСТАНОВОК
При эксплуатации оборудования рассматриваемых заводов необхо-
димо выполнять требования общего порядка, относящиеся к любой
строительной машине, а также специфические требования.
К общим требованиям относятся ежесменные осмотры машин.
При этом особое внимание обращается на состояние фрикционных
муфт и тормозов, концевых выключателей и стопорных устройств,
так как неудовлетворительная их работа может привести к авариям
и травмам.
Чрезмерный износ лопастей смесительных машин ухудшает
качество смеси и может вызвать поломку лопастей и валов, так как
при увеличенных зазорах между лопастью и стенкой барабана может
заклиниваться щебень. Износившиеся лопасти необходимо заме-
нять. Перед пуском бетономешалок с наклоняющимся барабаном
нужно несколько раз наклонить и поднять барабан, проследить за
. 343
плавностью его движения и работой пневмопривода, а также за
герметичностью сочленения загрузочных устройств со смеситель-
ным барабаном.
Во время работы необходимо наблюдать за показаниями мано-
метров в системе гидро-(пневмо) привода, за нагревом подшипни-
ков опорных роликов и других подшпиниковых узлов, а также за
герметизацией каналов движения материалов. Во время работы ма-
шин нельзя производить регулировки. Запрещается «помогать»
машине во время операций загрузки или выгрузки. Обслуживающий
персонал после сигнала «Пуск» должен находиться на рабочих
постах.
При неудовлетворительном уходе за машиной, в частности, при
плохой очистке ее барабана, уменьшается полезный объем барабана
что снижает производительность, а также повышает расход мощ-
ности, так как приходится вращать дополнительные массы. Поэтому*
в процессе работы через каждые два часа и в конце смены барабаны.,
смесителей нужно промывать водой, а гравитационные бетоносмеси-
тели промывать водой со щебнем. В конце смены необходимо про-?
мывать не только внутреннюю полость смесителя, но и всю машину^
При мойке машин электродвигатели должны быть отключены от сети.;-
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1. Андрееве. Е., Зверевич В. В., Петров В. А. Дробление,
измельчение и грохочение полезных ископаемых. М.,
Госгортехиздат, 1961, 378 с.
2. Зеличенок Г. Г. Автоматизированные и механизирован-
ные заводы. М., «Высшая школа», 1969,368 с. •
3. Конусные дробилки. М., «Машиностроение», 1970. 230 с.
Авт.: Музеймнек Ю. А., Калюнов Г. А., Кочетов Е. В.
и др.
4. Механическое оборудование для производства вяжущих
строительных материалов. М., «Машиностроение», 1969.
392 с. Авт.: Силенок С. Г., Гризак Ю. С., Лысенко В. Д.
и ДР-
5. Сапожников М. Я- Механическое оборудование пред-
приятий строительных материалов, изделий и кон-
струкций. М., «Высшая школа», 1971, 382 с.
ПРЕДМЕТНЫЙ УКАЗАТЕЛЬ
I
Бегуны 79
— классификация 79
— конструкция 79
— основы расчета 82
Бункера
— конструктивные схемы 224
— основы расчета 225
Гор ные породы
---- абразивность 7
—— классификация 6
----крупность кусков 9
----прочность 6
Грохоты
— классификация 155
— конструкция 155
— основы расчета на прочность 172
---- технологических показателей
163
— просеивающие элементы 150
— теория процесса грохочения 148
262
264
цикли-
Дозаторы
— классификация 259
— для жидкостей 259
---- водомерные бачки 260
---- турбинные 261
----электродные 262
— для супучих материалов
--------высовые приборы
--------многофракционные
ческие 268
--------непрерывного действия 269
--------циклические 263, 269
Дробилки '
— валковые 71
----классификация 71
----конструкция 73
----основы расчета 75
— конусные 47
----классификация 47
----конструкция 50
----г основы расчета 61
— ударного действия 87
•---била и молотки 96
----классификация 87
-------молотковые 94
---->— основы расчета 98
-------роторные 89
— щековые 21
----дробящие плиты 31
----классификация 21
----конструкция 24
----основы расчета 34
Заводы |
— дробильно-сортировочные 223
-----основные схемы 223 ?
—— основы автоматизации 237
— бетонов и строительных растворов
328 ’
тельные
----— автоматизация произвол-. «а
ственных процессов 335
блочные растворосмеси-
332 J
высотные схемы 330 J
двухступенчатые схемы 332Й
методика расчета и подбора-;®
оборудования 337 . .Ц
--------технологический процесса
328
казатели
типы и состав 329 j
технико-экономические поч*
340 “
Затворы
— классификация 245
— пальцевые 247
— секторные 246
— шиберные 247
Классификаторы гидравлические
----общие сведения 194
----закономерности 195
----конструкция 197
Я
Машины для обогащения по прочности^
---------с вращающейся ванной 217^
комбинированные 217 1
-----------------------------------с неподвижной ванной 217?]
—;---------------------------------прочие конструкции 220 ‘й
’S
346
Машины для промывки
------барабанные 211
------ вибрационные 214
------корытные 210
Мельницы
— барабанные НО
---- основы расчета 116
----без мелющих тел 115
---- трубные 113
----шаровые 111
— повышенной электронапряженности
рабочих органов
----------валковые 127
----------особенности процесса по-
мола 125
------—ролико-маятниковые 128
----------технические данные 126
------шаровые кольцевые 126
— сверх тонкого измельчения
------ вибрационные 137
------основы расчета 140
------особенности процесса по-
мола 139
------струйные 142
— ударного действия
------дезинтеграторы 134
------классификация 131
------молотковые 132
------основы расчета 135
------ рабочий процесс 131
------схемы помольных установок 134
------технические данные 131
Металлоулавливающие устройства
---- барабанного типа 221
---- переносной сепаратор 222
----фильтр-сепаратор 223
----электромагнитный шкив 221
Оборудование для очистки газов и
воздуха от пыли
---------------матерчатые фильтры
188
--------------- оборудование для
мокрой очистки 192
--------------- технические данные
189, 191
---------------центробежные цик-
лоны 187
---------------электрические филь-
тры 189
Питатели
— барабанные 255
— вибрационные 253
— классификация 248
— ленточные 251
— лотковые 252
— маятниковые 254
— пластинчатые 248
— тарельчатые 257
— шнековые 256
Сепараторы воздушные
---- вентиляторные 185
----основы процесса 177
------теории и расчет 178
---- проходного типа 184
---- циркуляционные 185
Смесители
—общие сведения 276
— классификация 276
— для асбоцемента и пластмасс 300
—•--------гидрораспушитель асбеста
301
----------- мобильный для паст 303
----------турбосмеситель 302
----------двухкаскадный 304
---- бетонов и растворов 305
----------вибросмеситель 325
----:-----гравитационные бетоно-
смесители 306
----------для легких бетонов 326
----------классификация 306
----------непрерывного действия 317
---------основы расчета 310
------— принудительного действия
319
——--------растворосмесители 318
----------технические данные 324
---- суспензий и эмульсий 277
----------гипсосмесители 288
----------- глиноболтушки 277
----------крановые смесители 282
----------основы расчета 284
—---------технические данные 284
----сухих и вязко-пластичных мате-
риалов 293
----------бегунковые 297
----------лопастные 293
----------- основы расчета 295
----------пневмомеханические гомо-
генизаторы 299
Установки дробильно-сортировочные
передвижные
--------классификация 230
----------конструкция 230
ОГЛАВЛЕНИЕ
Предисловие ......................................................
Раздел I. ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ СТРОИТЕЛЬНЫХ
МАТЕРИАЛОВ
Глава 1. Общие сведения об измельчаемых материалах и машинах для
измельчения ......................................................
§ 1. Общие сведения о процессах измельчения.......................
§ 2. Основные сведения о свойствах измельчаемых материалов........
§ 3. Характеристика процесса измельчения..........................
§ 4. Требования к качеству строительных материалов................
§ 5. Энергоемкость процесса измельчения.........................
§ 6. Основные методы измельчения. Классификация машин Для измельчения
Глава 2. Щековые дробилки.........................................
§ 1. Область применения и классификация....................... .
§ 2. Конструкция..................................................
§ 3. Расчет основных параметров...................................
§ 4. Расчет нагрузок в основных элементах.........................
Глава 3. Конусные дробилки........................................
§ 1. Назначение, принцип действия и классификация.................
§ 2. Конструкция .................................................
§ 3. Основы расчета...............................................
Глава 4. Валковые дробилки....................... ................
§ 1. Область применения и классификация...........................
§ 2. Конструкция..................................................
§ 3. Расчет основных параметров...................................
Глава 5. Бегуны ..................................................
§ 1. Область применения и конструкция.....................'. . . .
§ 2. Расчет...................................................
Глава 6. Дробилки ударного действия...............................
§ 1. Общие сведения и классификация...............................
§ 2. Конструкция роторных дробилок................................
§ 3. Конструкция молотковых дробилок..............................
§ 4. Конструкция бил и молотков...................................
§ 5. Основы расчета дробилок......................................
§ 6. Особенности эксплуатации.....................................
348
Глава 7. Барабанные шаровые мельницы.................................. 108
§ 1. Общие сведения и их классификация . ............................. 108
§ 2. Конструкция...................................................... 110
§ 3. Основы расчета.................................................. 116
§ 4. Особенности эксплуатации......................................... 125
Глава 8. Мельницы с повышенной энергонапряженностью рабочих
органов................................................... 125
§ 1. Общие сведения................................................... 125
§ 2. Шаровые кольцевые среднеходные мельницы..........;............... 127
§ 3. Валковые среднеходные мельницы................................... 127
§ 4. Ролико-маятниковые мельницы...................................... 129
Глава 9. Мельницы ударного действия................................... 131
§ 1. Рабочий процесс, классификация и основные параметры мельниц . ... 131
§ 2. Конструкция...................................................... 132
§ 3. Схемы установки................................................. 134
§ 4. Основы расчета................................................... 135
§ 5. Особенности эксплуатации......................................... 136
Глава 10. Мельницы для сверхтонкого измельчения...................... 137
§ 1. Общие сведения................................................... 137
§ 2г Вибрационные мельницы........................................... 137
§ 3. Струйные мельницы................................................ 142
§ 4. Особенности эксплуатации..................................... . 145
Раздел II. МАШИНЫ И ОБОРУДОВАНИЕ ДЛЯ СОРТИРОВАНИЯ
СТРОИТЕЛЬНЫХ МАТЕРИАЛОВ
Глава 1. Общие сведения о процессах сортирования материалов.......... 146
§ 1. Назначение и сущность процессов сортирования..................... 146
§ 2. Основы вероятностной теории процесса грохочения.................. 148
Глава 2. Грохоты с плоскими рабочими органами......................... 150
§ 1. Конструкция просеивающих элементов.............................. 150
§ 2. Вибрационные грохоты............................................ 155
Расчет основных параметров и технологических показателей 163
Расчет основных узлов грохота . ............................ 172
Глава 3. Машины и оборудование для воздушной сепарации материалов 177
§ 1. Общие сведения о процессе, область применения и технологические
показатели воздушных сепараторов....................................... 177
§ 2. Основы теории воздушных сепараторов............................. 178
§ 3. Конструкция воздушных сепараторов и расчет их основных-параметров 184
§ 4. Оборудование для очистки газов и воздуха от пыли................. 187
§ 5. Особенности эксплуатации оборудования для сепарации материалов 193
Глава 4. Машины и оборудование для гидравлической классификации и ’
обогащения строительных материалов.................................... 194
§ 1. Общие сведения о процессе и оборудовании......................... 194
§ 2. Некоторые закономерности гидравлической классификации ...... 195
§ 3. Классификаторы................................................... 197
§ 4. Машины для промывки строительных материалов...................... 210
349
§ 5. Машины для обогащения.........................................
§ 6. Металлоулавливающие устройства................................
Глава 5. Дробильно-сортировочные заводы.............................
§ 1. Общие сведения................................................
§ 2. Основные схемы заводов. Особенности выбора машин для технологиче-
ских процессов.................................. ..................
§ 3. Передвижные дробильно-сортировочные установки . .............
§ 4. Основы автоматизации дробильно-сортировочных заводов...........
§ 5. Особенности эксплуатации........................................
Раздел III. БУНКЕРА, ЗАТВОРЫ, ПИТАТЕЛИ И ДОЗАТОРЫ
Глава 1. Бункера и затворы.......................;..................
§ 1. Бункера.......................................................
§ 2. Затворы .......................................................
Глава 2. Питатели ..................................................
§ 1. Назначение и классификация . . . . ...........................
§ 2. Пластинчатые питатели............................................
§ 3. Ленточные питатели..........................................'
§ 4. Питатели с колебательным движением рабочего органа........ .
§ 5. Питатели с вращательным движением рабочего органа...........
Глава 3. Дозаторы ..................................................
§ 1. Общие сведения.................................................
§ 2. Дозаторы для жидкостей . .....................................
§ 3. Циклические весовые дозаторы для сыпучих материалов...........
§ 4.’ Дозаторы непрерывного действия для сыпучих материалов.........
§ 5. Особенности эксплуатации.......................................
Раздел IV. МАШИНЫ ДЛЯ ПЕРЕМЕШИВАНИЯ МАТЕРИАЛОВ
Глава 1. Общие сведения о процессах перемешивания и смесительных
машинах..........................................................
§ 1. Процесс перемешивания .......................................
§ 2. Классификация смесительных машин ............................
Глава 2. Смесительное оборудование для приготовления жидких суспен-
зий и эмульсий..................................- . . . .
§ 1. Смесители для приготовления шлама при производстве цемента . . . . .
§ 2. Смесители для приготовления гипсовых составов...............
§ 3. Смесители для приготовления глинистых суспензий при производстве
керамических изделий ............................................
§ 4. Особенности эксплуатации оборудования для приготовления суспен-
зий^и эмульсий...................................................
Г л а в aj 3.1 Смесители для перемешивания сухих порошковых и вязко-
пластических смесей..............................................
§ 1. Лопастные смесители с горизонтальными валами................
§ 2. Бегунково-лопастные смесители................................
§ 3. Пневмомеханический гомогенизатор.............................
350
л si л . \
Глава 4, СмеОПеАи дда яригоФаММНЯ ‘"
пластических масс .....’ .
§ 1. Смесители для приготовления асбоцементных суспензий ’’ ’ '
§ 2. Смесители для приготовления паст при производстве пластических масс
Глава 5. Смесители для приготовления бетонных смесей и строительных
растворов ................... . ..................... 305
§ 1. Общие сведения о бетонах и строительных растворах. Классификация
смесительных машин..................................................... 305
§ 2. Гравитационные бетоносмесители................................... 306
§ 3. Смесители принудительного действия.............................. 312
Бетоносмесители.............................................. 312
Смесители для приготовления строительных растворов........ 318
§ 4. Вибрационные смесители . 325
§ 5. Смесители для приготовления легких бетонов....................... 326
Глава 6. Бетонные и растворные заводы и установки...................... 328
§ 1. Технологический процесс приготовления бетонов и растворов ..... 328
§ 2. Основные типы и состав бетонных и растворных заводов.............. 329
§ 3. Основы автоматизации смесительных заводов и установок............. 335
§ 4. Выбор типа смесительного завода. Методика подбора основного оборудо-
вания . . ........................................................... 337
§ 5. Технико-экономические показатели бетонных и растворных заводов 340
§ 6. Особенности эксплуатации оборудования бетоносмесительных и раство-
росмесительных заводов и установок .............................. 343
Список литературы..................................................... 345
Предметный указатель................................................... 346