/
Текст
П. М. СИДЕНКО
ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ
В ХИМИЧЕСКОЙ
ПРОМЫШЛЕННОСТИ
ИЗДАНИЕ ВТОРОЕ, ПЕРЕРАБОТАННОЕ
МОСКВА
ИЗДАТЕЛЬСТВО «ХИМИЯ» 1977
6П7.1
С34
УДК 66.02 : 621.926
Сиденко П. М.
С34 Измельчение в химической промышленности.
Изд. 2-е, перераб. М., «Химия», 1977 г.
368 стр., 63 табл., 279 рис.
В книге описаны типовые схемы измельчения твердых материалов,
встречающихся в химической промышленности, и разделение этих
материалов на классы по крупности частиц. Рассмотрены теоретические
основы измельчения и важнейшие типы измельчителей (дробилки,
мельницы, грохоты, сепараторы, классификаторы и питатели). Приве-
дены технологические расчеты оборудования и рекомендации по его
выбору. Отдельный раздел посвящен извлечению продуктов измельче-
ния из несущего потока. В приложениях даны физико-механические
свойства сыпучих и кусковых материалов.
Книга рассчитана на специалистов химической и других отраслей
народного хозяйства, связашгых с проектированием и эксплуатацией
дробильно-размольных установок.- Она также может быть рекомен-
дована преподавателям, аспирантам и студентам вузов.
С
31402-092
050(01)-77
92-77
6П7.1
© Издательство «Химия», 1977 г,
СОДЕРЖАНИЕ
Предисловие ....................................................... 5
Введение. Характерные промышленные схемы измельчения ... 7
Измельчение апатитов и фосфоритов............................. 7
Измельчение серного колчедана в производстве серной кислоты . . 9
Измельчение самородной серной руды............................ 10
Измельчение в производстве цианамида кальция.................. 11
Измельчение известняка в производстве преципитата............. 13
Измельчение в производстве ультрамарина....................... 14
Измельчение в производстве литопона........................... 16
Измельчение в производстве двуокиси титана.................... 19
Глава I. Способы и теоретические основы измельчения............... 23
Общие положения .............................................. 23
Способы измельчения .......................................... 24
Теоретические основы измельчения.............................. 26
Классификация измельчителей................................... 40
Глава II. Измельчители раскалывающего и разламывающего действия 42
Щековые дробилки ............................................. 42
Конусные дробилки ............................................ 52
Дробилки для крупного дробления............................ 53
Дробилки для среднего и мелкого дробления................... 62
Зубовалковые дробилки ........................................ 72
Глава III. Измельчители раздавливающего действия.................. 81
Гладковалковые дробилки ...................................... 81
Ролико-кольцевые мельницы .................................... 90
Вертикальные мельницы ...................................... 90
Горизонтальные мельницы ................................... 101
Глава IV. Измельчители истирающе-раздавливающего действия . . 105
Жерновые измельчители ....................................... 107
Бегуны ...................................................... 109
Катково-тарельчатые мельницы................................. 117
Шаро-кольцевые ’ мельницы ................................... 122
Бисерные мельницы........................................... 129
Глава V. Измельчители ударного действия.......................... 131
Молотковые измельчители ..................................... 136
Бильные мельницы ............................................ 144
Шахтные мельницы ............................................ 146
Дезинтеграторы и дисмембраторы............................... 149
Центробежные мельницы........................................ 156
Барабанные мельницы........................................ 158
1*
3
Газоструйные мельницы ........................................ 211
Глава VI. Ударно-истирающие и коллоидные измельчители .... 231
Ударно-истирающие измельчители ............................... 231
Вибрационные мельницы ........................................ 231
Планетарные мельницы ......................................... 237
Гироскопические мельницы ..................................... 237
Коллоидные мельницы........................................... 238
Конусные мельницы............................................. 239
Б ильные мельницы ............................................ 240
Мельницы с решетчатым ротором............................... 241
Виброкавитационные мельницы .................................. 242
Реактроны .................................................... 243
Зависимость между прочностными свойствами измельчаемого мате-
риала ...................................................... 245
Глава VII. Разделение сыпучих материалов на фракции............... 247
Разделение просеиванием через сита и решетки.................. 247
Системы сит . '...........................*..................247
Плоские грохоты ......................................: . 251
Барабанные грохоты ......................................... 282
Разделение под действием гравитационно-инерционных сил . . . 292
Теоретические основы разделения.......................... 292
Отстойные газоходы ......................................... 297
Много секционные классификаторы ............................ 298
Конусные классификаторы .....................................299
Реечно-чашевые классификаторы .............................. 301
Спиральные классификаторы .................................. 304
Разделение под действием гравитационно-центробежных сил . . . 307
Принципы и теория разделения............................. 307
Воздушно-проходные сепараторы............................ 309
Воздушно-замкнутые сепараторы............................ 316
Глава VIII. Извлечение целевой фракции из несущего потока . . . 318
Сгустители (осадители) для суспензий....................... 318
Циклоны ...................................................... 322
Глава IX. Питатели . ............................................. 342
Цепные питатели ............................................. 342
Пластинчатые и ленточные питатели . .......................... 344
Лотковые питатели ............................................ 348
Дисковые питатели ............................................ 353
Шнековые питатели ............................................ 358
Барабанные питатели .......................................... 359
Приложения
1. Шкала твердости и твердость материалов по шкале Мооса . . . 362
2. Предел прочности и модуль упругости некоторых материалов 363
3. Насыпные плотности сыпучих и кусковых материалов...... 363
4. Плотность некоторых твердых материалов . 364
5. Коэффициенты трения сыпучих и кусковых материалов о стенки
труб и желобов и углы естественного откоса.................. 364
Предметный указатель.............................................. 365
ПРЕДИСЛОВИЕ
Процесс измельчения материалов в химической промышленности
имеет большое значение. Измельчением вскрывают целевое вещество,
заключенное в твердой породе, увеличивают поверхность фазового
контакта действующих масс (в гетерогенной среде). Только в тонко-
измельченном состоянии применяют такие материалы, как пиг-
менты и наполнители, измельчению подвергают природные матери-
алы, сырье, полуфабрикаты и товарную продукцию.
По многообразию измельчаемых твердых материалов, степени
измельчения, типам и размерам измельчителей химическая промы-
шленность не знает себе равных.
Измельчаемые материалы могут быть твердыми, мягкими, хруп-
кими, вязкими, липкими, термически неустойчивыми, нейтраль-
ными, химически активными, огне- и взрывоопасными, вредными
и безвредными для окружающих.
В химической технологии применяют все виды измельчения,
начиная от самого крупного, когда размер получаемых кусков мате-
риала достигает 250—300 мм, и кончая коллоидным, когда размер
частиц составляет доли микрона.
Разнообразие типов и размеров измельчителей объясняется мас-
штабами и характером химических производств. Существуют карли-
ковые измельчители, производительность которых составляет
несколько килограммов в час, и измельчители-гиганты произво-
дительностью 1000—1500 т/ч. К последним относятся щековые, конус-
ные, валковые и молотковые дробилки; дезинтеграторы и дисмембра-
торы; барабанные, шаровые, стержневые, жерновые, кольцевые,
вибрационные, струйные и коллоидные мельницы; бегуны и много
других типов измельчителей.
В зависимости От крупности исходного сырья и требований к ко-
нечному продукту измельчение материала производят либо в один
Арием (в одном измельчителе), либо в несколько приемов (в измель-
чителях, установленных последовательно). Характер исходного
сырья и требуемая степень измельчения определяют число ступеней
измельчения и тип измельчающего оборудования. Процесс ведут
в открытом цикле, когда перерабатываемое сырье вторично не воз-
вращается в измельчитель, из которого оно вышло, или в замкну-
том цикле с классификатором [(грохот, сепаратор, гидравлический
.ч
классификатор), когда крупные частицы, неудовлетворяющие требо-
ваниям, предъявляемым к размеру конечного продукта, вновь
возвращаются в тот же измельчитель для дальнейшей обработки.
В различных химических производствах удельный объем процесса
измельчения неодинаков. В одних измельчение играет доминиру-
ющую роль (производство сернистого бария или ультрамарина),
в других менее заметную. Однако там, где химической переработке
подвергают твердое минеральное сырье или процесс должен идти
в гетерогенной среде, а также в том случае, когда товарный продукт
поставляют потребителю в виде порошков или пудры, измельчение
твердого материала обязательно.
Процесс измельчения требует больших энергетических затрат
и сопряжен с безвозвратной потерей металла из-за износа рабочих
элементов измельчителя. *’
С развитием химической промышленности увеличивается объем
перерабатываемого минерального сырья, полуфабрикатов и товар-
ной продукции, а следовательно, возрастает и потребность в процес-
сах измельчения и необходимом оборудовании.
В настоящее время предъявляются все новые, более высокие
требования к измельчителям и схемам процесса, что требует даль-
нейшего совершенствования техники измельчения, создания более
совершенных измельчителей и измельчающих установок.
Настоящее 2-е издание дополнено описанием метода определения
скорости разрушающего удара и зависимостей между прочностными
свойствами измельчаемого материала.
Автор выражает глубокую благодарность всем товарищам, ока-
завшим ему помощь в работе над книгой.
П. М. СИДЕНКО
ВВЕДЕНИЕ
ХАРАКТЕРНЫЕ ПРОМЫШЛЕННЫЕ СХЕМЫ
ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ
Представление о процессе измельчения, типах и .размерах при-
меняемого оборудования, особенностях его аппаратурного оформле-
ния можно получить, рассмотрев ряд промышленных схем измель-
чения. Здесь приведены схемы, действующие в многотоннажных
производствах и включающие наибольшее число типов измельчите-
лей, сепараторов, классификаторов и другого вспомогательного
оборудования и транспортных средств.
ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ АПАТИТОВ И ФОСФОРИТОВ
Наиболее распространенными и важными для сельского хозяй-
ства минеральными удобрениями являются фосфорные. Сырьем для
получения фосфорных удобрений служат фосфорсодержащие руды —
апатиты и фосфориты. Для производства фосфорных удобрений круп-
ные куски апатитовой руды необходимо измельчить и освободить
от пустой породы. Обогащение руды производят методом флотации
на флотационных машинах, а измельчение — на специальных уста-
новках.
На рис. 1 представлена технологическая схема измельчения
апатитовой руды перед обогащением. По схеме измельчение прово-
дят в три ступени: крупное, среднее и тонкое.
Руду из карьера вагонами 3 подают в бункер 2 с колосниковой
решеткой, которая преграждает доступ кускам, размер которых
превышает ширину пасти дробилки. Из бунке'ра руду подают пита-
телем 1 на транспортер 4, а последним — на грохот 5. Здесь мате-
риал разделяется на две фракции. Нижняя (мелкая) фракция про-
валивается через отверстия грохота и по желобу 15 попадает на транс-
портер 7. Верхняя (крупная) фракция поступает в конусную дробилку
6‘, измельчается и тоже поступает на транспортер 7. На средней
ступени измельчения руда попадает на грохот 8, где делится также
на две фракции. Нижняя фракция по желобу 16 направляется на
транспортер 10, а верхняя (крупная) — в конусную дробилку сред-
него дробления 9. Из дробилки материал попадает на транспортер 10
и далее в бункер 11, т. е. на ступень тонкого измельчения.
Из бункера питателем 12 руду подают в барабанную мельницу 13,
заполненную стальными шарами и работающую в замкнутом цикле
7
со спиральным классификатором 14. В мельницу по трубопроводу 18
поступает вода, объем которой зависит от режима измельчения
и характера дальнейшей обработки получаемой в мельнице суспен-
зии. Обычно соотношение объема жидкости и массы твердого вещества
составляет 1:2 — 1:3.
Суспензию из мельницы направляют по желобу 19 в классифика-
тор 14, где крупные частицы оседают на дно корыта й шнеком по
желобу 17 подаются обратно в мельницу, а мелкие, находясь во взве-
шенном состоянии, вместе с жидкостью переливаются через порог
классификатора и по желобу 20 поступают на флотацию и дальней-
шую обработку.
Рис. 1. Технологическая схема измельчения апатитовой руды:
а — крупное; б — среднее; в — мелкое; 1, 12 — питатели; 2 — бункер с колосниками; з —
вагон с рудой; 4, 7 и 10 — ленточные транспортеры; 5, 8 — грохоты; 6 — конусная дробилка
крупного дробления; 9 — дробилка среднего дробления; 11 — бункер; 13 — барабанная
мельница; 14 — спиральный классификатор; 15—17, 19, 20 — желоба; 18 — трубопровод
для воды.
Из схемы видно, что. на любой ступени измельчения перед дро-
билкой из потока отделяют мелочь, что уменьшает переизмельчение.
Измельчение фосфоритной руды, идущей .на обогащение, осу-
ществляют по той же схеме, что и апатитовой.
При получении из природных фосфоритов муки, используемой
непосредственно в качестве удобрения, первая и вторая ступени
измельчения в основном остаются теми же, что и при измельчении
апатитовой руды, а на третьей ступени применяют сухой способ
измельчения. Барабанная мельница работает в замкнутом цикле с
воздушным сепаратором, как это показано на рис. 2.
Предварительно измельченную фосфоритную руду подают в бун-
кер 5, откуда питателем 2 направляют в барабанную мельницу сухого
помола 1. В мельницу 1 по трубе 10 с помощью вентилятора 9 посту-
пает воздух; он проходит через барабан мельницы, подхватывает
мелкие частицы фосфоритной руды и выносит их через цапфу с про-
тивоположной стороны барабана по трубе 12 в сепаратор 4.
Здесь отделяются крупные частицы твердой фазы и по трубе 11
возвращаются в мельницу на домол, а мелкие транспортируются'
газовым потоком по трубе 13 в циклон 6, откуда шнеком 7 выносятся
R
в приемник продукта 8. Газ, освобожденный в циклоне от основной
массы твердых частиц, отсасывается вентилятором и частично воз-
вращается в цикл. Основную часть газа выпускают в атмосферу через
Рис. 2. Схема сухого из-
мельчения фосфоритов:
1 — барабанная мельница;
2 — питатель; 3 — бункер
сырья; 4 —воздушно-проходной
сепаратор; 5 — фильтр; 6 —
циклон; 7 — шнек; 8 — при-
емник продукта; 9 — воздухо-
дувка: ю—15 — воздуховоды;
11—14 — материалопровод.
рукавный фильтр 5, который устанавливают на выхлопной линии,
чтобы улавливать фосфоритную муку и не отравлять окружающую
среду.
ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ СЕРНОГО КОЛЧЕДАНА
В ПРОИЗВОДСТВЕ СЕРНОЙ КИСЛОТЫ
Основным сырьем в производстве серной кислоты служит серный
колчедан (Fe 8г)- Его сжигают в специальных печах, полученный газ—
двуокись серы — окисляют в контактных аппаратах до SO3, послед-
няя абсорбируется водой с образованием серной кислоты.
До недавнего времени двуокись серы получали в СССР обжигом
рядового серного колчедана, который содержал, кроме серы и же-
леза, также соединения меди, цинка, свинца, мышьяка, селена, тел-
лура и другие примеси. Оказалось целесообразным извлекать из
серного колчедана медь (при содержании ее не менее 2%) и попутно —
соединения мышьяка, которые отравляют катализатор при контакт-
ном производстве серной кислоты. Извлечение примесей из колче-
дана осуществляют флотацией, для чего колчедан измельчают до
частиц размером менее 0,1 мм. Серный колчедан с флотационных уста-
новок отстаивают, отфильтровывают, сушат и сжигают в печах уже
в виде пыли.
Крупность кусков рядового колчедана при сжигании в печах
обычно колеблется от 6 до 10 мм. Схема такого измельчения пред-
ставлена на рис. ,3.
Рядовой колчедан 2 из карьеров доставляют на склад в вагонах
1. Грейфером 3 и транспортером 5 колчедан подают на грохот 6
для разделения на две фракции. Верхнюю (крупную) фракцию на-
правляют в щековую дробилку 7 на измельчение. Измельченный
колчедан и нижняя (мелкая) фракция с грохота 6 поступают на
о
транспортер 12 и элеватор 8, который подает колчедан на контроль-
ную решетку 9. Куски, провалившиеся через решетку, поступают в
барабанный грохот 10, а непровалившиеся по течке 13 возвращают в
щековую дробилку на повторное дробление.
В барабанном грохоте куски колчедана делятся на две фракции.
Ту часть руды, которая прошла через отверстия грохота, по материа-
лопроводу 14 направляют на сжигание, а оставшуюся часть по ма-
териалопроводу 15 — в валковую дробилку 11 на измельчение. Из
валковой дробилки колчедан поступает в элеватор 8 и проходит путь,
описанный выше.
1 — вагон с рудой; 2 — руда; 3 — грейфер; 4 — приемный башмак; 5, 12 — транспортеры;
в — плоский грохот; 7 — щековая дробилка; 8 — элеватор; 9 — контрольная решетка;
10 — барабанный грохот; 11 — валковая дробилка; 13—15 — материалопровод-
При получении двуокиси серы сжиганием флотационного колче-
дана последний проходит все стадии измельчения на обогатительной
фабрике, причем схема измельчения серного колчедана аналогична
схеме измельчения апатитовой руды, представленной на рис. 1.
ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ САМОРОДНОЙ СЕРНОЙ РУДЫ
При получении серы из самородных серных руд последние целе-
сообразно предварительно обогащать. Обогащение обычно проводят
на флотационных машинах до получения флотационных концентра-
тов, содержащих около 90% серы. Перед флотационным обогащением
серную руду подвергают измельчению до частиц размером менее
0,1 мм.
На рис. 4 представлена промышленная схема измельчения серной
РУДЫ.
Доставленную из карьера самосвалом 2 руду подают на пластин-
чатый питатель 5, а затем, в щековую дробилку 4. Из щековой дро-
билки цепным питателем 5 руду перемещают в молотковую дро-
билку 6, из нее на ленточный транспортер 7 и далее в бункер 8.
10
Провалившуюся через пластинчатый питатель мелочь конвейером 1
также подают на транспортер 7 и в бункер 8.
Из бункера через питатель 9 руду направляют в барабанную
мельницу 10, куда подают и воду. Измельченная руда из мельницы
в виде пульпы попадает в спиральный классификатор 11. Крупные
частицы оседают на дно корыта классификатора, захватываются спи-
ралью и поступают в мельницу на домол, а мелкие частицы вместе
с жидкостью переливаются через порог классификатора и напра-
вляются к флотационным машинам.
Рис. 4. Схема измельчения серной руды при ее обогащении:
1 —> конвейер; 2 — самосвал; 3 — пластинчатый питатель; 4 —г щековая дробилка; 5 — цеп-
ной питатель; 6 — молотковая дробилка; 7 — ленточный транспортер; 8 — бункер; 9 — пи-
татель; 10 — барабанная мельница; 11 — спиральный классификатор; 12 — материало-
провод.
Рассмотренная схема измельчения серной руды аналогична схеме
измельчения апатитовой руды, но отличается оборудованием на
первых двух ступенях. В данном случае установка щековой дро-
билки на первой ступени обусловлена размером поступающих кусков
и производительностью, а установка молотковой дробилки на вто-
рой ступени — производительностью и степенью измельчения.
ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ В ПРОИЗВОДСТВЕ ЦИАНАМИДА КАЛЬЦИЯ
Цианамид кальция (CaCN2) применяют как удобрение для ней-
тральных и кислых почв, как средство для искусственного предубо-
рочного удаления листьев хлопчатника и для борьбы с сорняками
и вредителями сельскохозяйственных культур. Цианамид кальция
находит также применение и в некоторых других отраслях промы-
шленности.
Цианамид кальция получают азотированием [тонкоизмельчен-
ный карбид кальция (СаС2) взаимодействует с газообразным азо-
том при 800—1100 °C] и применяют только в тонкоизмельченном
состоянии. Процесс производства цианамида кальция включает
11
Рис. 5. Измельчение
в схеме производства цианамида кальция:
1 — дробилка; 2, 8, 16, 23 — элеваторы; 8, 5, 9, 19, 24 — бункера; 4, 20 — дисковые питатели; в, 21 — трубные мелышцы; 7, 10 18f—
шнековые питатели; 11 — стальные цилиндры для шихты; 12 — цианамидные печи; 13 — охладительный стакан, 14 блоки цианамида
шнековые пигахели, ехал ч мр а кальция\\15 — дробилка; 17 — шнек возврата; 22 — шнек; 25 — ячейковый затвор.
измельчение и подготовку шихты, азотирование шихты в электричес-
ких печах, охлаждение и измельчение цианамида кальция, а также
обработку измельченного материала минеральным маслом и водой.
Из схемы производства цианамида кальция (рис. 5) видно, что из-
мельчение в этом процессе занимает основное место.
Куски (около 100 мм) карбида кальция поступают в дробилку I,
измельчаются (размер частиц до 10—12 мм) и элеватором 2 подаются
в бункер 3. Отсюда питателем 4 карбид кальция направляют в труб-
ную мельницу 6 на измельчение. В эту же мельницу из бункера 5
поступают плавиковый пшат и возвратный цианамид кальция,
предварительно измельченный до кусков необходимого размера
(не больше 50 мм). Добавка шпата и возвратного цианамида к основ-
ному сырью улучшает и ускоряет процесс азотирования. Размо-
лотую (размер частиц менее 75 мкм) ц хорошо перемешанную шихту
шнеком 7 и элеватором 8 подают в бункер 9. Шнеком 10 шихту на-
правляют в печное отделение и засыпают в специальные стальные
цилиндры 11, которые загружают в цианамидные печи 12, где про-
изводят азотирование.
Полученные блоки цианамида кальция 14 охлаждают в специаль-
ном охладительном стакане 13, разбивают на копре и направляют
на измельчение в дробилку 15. Измельченный цианамид кальция
элеватором 16 и шнеком 18 цодают в бункер 19, откуда питателем 20
направляют на измельчение в трубную мельницу 21. В шнеке 22
измельченный цианамид кальция обрабатывают водой для разложе-
ния оставшегося карбида кальция, а затем элеватором 23 поднимают
в расходный бункер 24. Часть цианамида кальция после дробилки 15
шнеком 17 возвращают в мельницу 6 для приготовления шихты.
В схеме предусмотрена подача карбида кальция непосредственно
в бункер 3 в случае поломки дробилки 7.
При взаимодействии карбида кальция с влагой воздуха возможно
выделение ацетилена и образование взрывоопасных концентраций
в зонах измельчения, хранения и транспортирования цианамида
кальция. Поэтому процесс ведут в герметичных емкостях, заполнен-
ных инертным газом (азотом). Трубопроводы азота к опасным зонам
на схеме показаны пунктиром (см. рис. 5).
ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ ИЗВЕСТНЯКА В ПРОИЗВОДСТВЕ
ПРЕЦИПИТАТА
Одним из компонентов фосфорного удобрения — преципитата —
является известняк, применяемый в виде водной суспензии, которую
получают в результате мокрого размола известняка в барабанных
мельницах (размер частиц около 60—80 мкм).
Промышленная схема измельчения известняка в производстве
преципитата представлена на рис. 6. Куски известняка со склада"
грейфером 1 подают в бункер 2, а затем питателем 3 — в валковую
дробилку 4. Измельченный известняк (до 8—10 мм) элеватором 5 под-
нимают в бункер 6, из которого питателем 7 направляют в барабанную
13
мельницу 8. В эту же мельницу подают и воду (430 л на 1 т
известняка). Полученная паста поступает в сборник 9 с мешалкой,
где ее разбавляют чистой или промывной водой (после промывки
преципитата на фильтрах), пока соотношение жидкой и твердой фаз
будет равно 70 : 30. Суспензию такого состава подают насосом 10
на преципитирование, т. е. нейтрализацию фосфорной кислоты
известняком и получение преципитата.
Рис. 6. Схема измельчения известняка в производстве преципитата:
1 — грейфер; 2, в — бункера; 8 — ленточный питатель; 4 — валковая дробилка; 5 — в ле-
ватор; 7 — дисковый питатель; 8 — барабанная мельница мокрого помола; 9 — сборник
известковой суспензии; ю — насос.
Так как известняк измельчается сравнительно легко, на ступени
тонкого измельчения не предусмотрен классификатор, как в схемах
измельчения апатитовой или серной руды.
ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ В ПРОИЗВОДСТВЕ УЛЬТРАМАРИНА
Исходным сырьем для производства ультрамарина служат као-
лин, инфузорная земля, сера, уголь или каменноугольный пек
и сода. Составленную из этих компонентов шихту размалывают, тща-
тельно перемешивают и обжигают при определенной температуре
в специальных печах. Полученный в результате обжига полупродукт
подвергают Дальнейшей обработке — промывке, классификации, из-
мельчению и фракционированию. В производстве ультрамарина
существенную роль отводят измельчению, схема которого показана
на рис. 7.
Предварительно прокаленный каолин транспортером 1 подают
в бункер 2, из которого питателем 3 направляют в барабанную мель-
ницу 4, где его измельчают до частиц размером порядка 80 мкм.
Для получения каолина такой крупности за мельницей установлен
сепаратор 6, который выделяет из пылегазового потока, идущего
из мельницы, частицы крупнее 80 мкм и возвращает их обратно
на доизмельчение. Фракция —80 мкм вместе с газовым потоком из
сепаратора поступает в циклон 7, где под действием центробежных сил
отделяется и собирается в конической части циклона. Отсюда ее
14
направляют в барабанную мельницу 12 на шихтование. Движение
газового потока в измельчающей установке обеспечивается с помощью
вентилятора 5. Избыток газа уходит в атмосферу через фильтр 8.
Другой компонент шихты — инфузорную землю (или кварц)
после тщательной сушки подают транспортером 21 в бункер 22,
затем измельчают на такой же установке, как и каолин, до той же
крупности частиц и после циклона 19 также направляют на шихтова-
ние в мельницу 12.
Рис. 7. Схема измельчения в производстве ультрамарина:
1, 21 — транспортеры; 2, 22 — бункера; 3, 23 — питатели; 4, 24 — барабанные мельницы
сухого помола; в, 20 — воздушные сепараторы; 7, 19 — циклоны; 8, 18 — фильтры, 5,
25 — вентиляторы; 9, ю — валковые дробилки; 11 — бункер соды; 12 — барабанная мель-
ница-смеситель; 13 — тигли; 14 — обжиговая печь; 15 — промыватель; 16 — реечный клас-
сификатор; 17 — барабанная мельница мокрого помола.
Серу и пек перед подачей на шихтование измельчают на валковых
дробилках 9 и 10.
Измельченное сырье (каолин, инфузорная земля, сера, пек и сода)
поступает в определенных соотношениях в барабанную мельницу 12
периодического действия. Компоненты в мельнице дополнительно
измельчаются и тщательно перемешиваются. Затем приготовленную
шихту помещают в специальные тигли 13 и направляют на обжиг
в печи 14.
Полученный в обжиговых печах полуфабрикат ультрамарина
содержит значительное количество (до 35%) растворимых в воде со-
лей. Эти соли удаляют промывкой сырого ультрамарина в специаль-
ных аппаратах 15 типа нутч-фильтров или ленточных вакуум-фильт-
ров. Промытый ультрамарин поступает на мокрое измельчение —
важнейший процесс . обработки полуфабриката.
15
Промытый полуфабрикат ультрамарина содержит до 40% частиц
размером от 2 до 0,1 мм; остальную часть составляют частицы раз-
мером от 40 до 2 мкм. Высококачественные марки ультрамарина
должны состоять из частиц размером от 3 до 0,5 мкм. Измельчение
материала до такой тонины представляет собой трудную задачу. Это
вызвано тем, что для размола ультрамарина нельзя применять
измельчители с металлической поверхностью измельчения, так как
попавшие в краситель окислы железа загрязняют продукт.
До недавнего времени в качестве измельчителей ультрамарина
применяли жерновые мельницы мокрого помола с жерновами диа-
метром до 1000 мм. Процесс измельчения протекал крайне медленно.
За 15 ч измельчения в. продукте удавалось увеличить содержание
частиц размером от 10 до 5 мкм с 28 до 38%; размером от 5 до 2 мкм —
с 26 до 35,5% и менее 2 мкм — от 7 до 22%.
В последнее время все большее применение находят барабанно-ша-
ровые мельницы с керамическими футеровкой и шарами, работа-
ющие в замкнутом цикле с классификатором.
Полуфабрикат из промывателя 15 поступает в реечный класси-
фикатор 16. Частицы размером более 40 мкм оседают на дно корыта
классификатора, поднимаются рейками к выходному штуцеру и на-
правляются на измельчение в барабанную мельницу 17. Частицы
размером менее 40 мкм переливаются через порог классификатора
и направляются на фракционирование методом осаждения.
Измельчение ультрамарина в барабанной мельнице ведут при
соотношении твердой и жидкой фаз, равном приблизительно 1:2.
ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ В ПРОИЗВОДСТВЕ ЛИТОПОНА
В производстве белого пигмента литопона измельчению подвер-
гают барит (тяжелый шпат) и кокс при получении сернистого бария,
цинксодержащие материалы при получении] цинкового купороса
и литопон-полуфабрикат при получении товарного литопона.
Измельчение барита и кокса при получении сернистого бария
показано на рис. 8. Предварительно дробленый барит вагонетками 2
подают на дополнительное измельчение в молотковую дробилку 1
(размер частиц 6—8 мм). Из дробилки его элеватором 3 поднимают
в бункер 4 и питателем 5 направляют в барабанную мельницу сухого
размола 6. Тонкоизмельченный барит собирается в бункере 8, из
которого питателем-дозатором 7 его подают в шнековый смеситель 11.
В этот же смеситель подают и кокс (древесный уголь), который по-
ступает в вагонетках 14, измельчается в молотковой дробилке 13,
передается элеватором 12 в бункер 10 и дозируется питателем 9.
Шихту (барит и кокс) шнеком 11 подают на элеватор 15, который
поднимает ее в бункер 16, откуда с помощью шнека 17 шихта поступает
в печь 18, где и происходит восстановление барита до сернистого бария:
BaSO44-4C --> BaS4-4CO+510 кДж
Полученный в печи плав сернистого бария охлаждают в по-
верхностном барабанном холодильнике 19 и измельчают в дро-
16
билке 20. Измельченный материал шнеком 21 и элеватором 22 подают
в бункер 23.
Для получения цинкового купороса применяют различные цинк-
содержащие материалы, в частности пуссьеру (первые погоны при
дистилляции цинка), отходы переработки цветных ломов, отходы
производства цинковых белил и др.
Так как скорость взаимодействия серной кислоты с цинком,
протекающего в гетерогенной среде, зависит от поверхности фазового
Рис. 8. Схема измельчения сернистого бария:
1, 13 — дробилки; 2 — вагонетка с рудой, 3, 12, 15, 22 — элеваторы; 4, 8, 10, 16, 23 —
бункера; 5, 7, 9 — питатели; 6 — барабанная мельница; 11, 17, 21 — шнеки; 14 — ваго-
нетка с коксом; 18 — печь; 19 — холодильник; 20 — валковая дробилка.
контакта между твердой (цинк) и жидкой (серная кислота) фазами,
то для увеличения скорости цинксодержащие материалы подвер-
гают тонкому измельчению в барабанных мельницах. Схема такого
измельчения показана на рис. 9.
Цинксодержащее сырье из вагонеток 1 подают в элеватор 2 и
бункер 3, а затем питателем 4 в барабанную ситовую мельницу 5.
Измельченный материал элеватором 6 перемещают в бункер 7, откуда
его забирают по мере надобности для получения цинкового купороса
Zn-l-H2SO4 ----> ZnS()4 | ri2 ;155 кДж
или
ZnO-LRSCU —> ZnSO44-H2O-f-87 кДж
Литопон образуется в результате химическогоувзаимодействия
находящихся в растворе сернистого бария и цинкового купороса:
BaS4~ZnSO4 --► BaSO4 + ZnS+101 кДж
литопон
2 Заказ 1080
17
Полученный литопон осаждают в специальных отстойниках, за-
тем сгущенную пульпу (содержание литопона 260 г/л) отфильтровы-
вают на вакуум-фильтрах и получают осадок с содержанием влаги
42—43%. Такой полуфабрикат литопона высушивают в петлевых
сушилках и прокаливают в специальных печах. Затем раскаленный
в печах литопон гасят водой и подвергают мокрому размолу в жер-
новых мельницах, установленных последовательно в виде каскада,
или в барабанных мельницах, работающих в замкнутом цикле с клас-
сификатором, как при мокром из-
мельчении апатитов (см. рис. 1).
Полученную суспензию лито-
пона тщательно промывают, сгу-
щают в отстойниках, фильтруют
Рис. 9. Схема тонкого измельчения цинксодержащих отходов:
I — вагонетка с сырьем; г, 6 — элеваторы; 3, 7 — бункера; 4 — питатель; 5 — барабан-
ная ситовая мельница.
Рис. 10. Схема конечной ступени измельчения литопона:
1 — транспортер; 2 — шнековый сепаратор; 3 — циклон; 4 — матерчатый фильтр; 5 — вен-
тилятор; 6 — дезинтегратор; 7 — питатель; 8 — бункер; 9 — элеватор; 10, 11 — материя ло-
провод.
на вакуум-фильтрах, высушивают в петлевых сушилках и измель-
чают. На рис. 10 приведена схема конечной ступени измельчения
литопона. Из сушилки литопон поступает на ленточный транс-
портер 1 и далее элеватором 9 подается в бункер 8. Из бункера
через питатель 7 он поступает в измельчитель-дезинтегратор 6.
Измельченный материал попадает в шнековый сепаратор 2. Через
этот же сепаратор с помощью вентилятора 5 и трубопроводов 10
и 11 прокачивают воздух. Литопон шнеком перемещается к выход-
ному штуцеру. Воздух подхватывает мельчайшие частицы материала
и выносит их через вентилятор 5 в циклон <?, где эти частицы под
действием центробежных сил отделяются от газового потока и осе-
дают на дно циклона. Отсюда готовый продукт — литопон через
специальный затвор (на рисунке не показан) выводят в расходные бун-
кера на упаковку.
Крупные частицы литопона, которые не были увлечены воздуш-
ным потоком, попадают на ленточный транспортер 1 и возвращаются
на повторное измельчение.
18
Размер уносимых в циклон частиц литопона регулируют измене-
нием скорости газового потока. В некоторых измельчающих уста-
новках отделение*целевой фракции литопона производят не в шне-
ках, как показано на рис. 10, а в специальных воздушных сепарато-
рах, как это делается в производстве фосфоритной муки (см. рис. 2).
ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ В ПРОИЗВОДСТВЕ ДВУОКИСИ ТИТАНА
В производстве двуокиси титана измельчают титансодержащие
руды: ильменит (FeO-TiO2), титаномагнетит (TiO2- Fe3O4), желез-
ный купорос, получающийся как побочный продукт производства,
Рис. 11. Схема измельчения ильменита:
1 — транспортер; 2, 5, 12 — бункера; 3, 6 — питатели; 4, 11 — элеваторы; 7 — барабанная
мельница; 8 — воздушно-проходной сепаратор; 9 — циклон; ю — матерчатый фильтр;
13 — вентилятор.
и двуокись титана перед ее промывкой и последующей прокалкой,
а также после прокалки для получения готового фабриката.
Измельчение титансодержащих руд перед их обогащением осуще-
ствляют таким же образом, как апатитовых или серных руд по схе-
мам, указанным на рис. 1 и 4. Схема тонкого измельчения концент-
ратов ильменита при получении двуокиси титана дана на рис. 11.
Сухой концентрат ильменита транспортером 1 подают в бунке-
ра-хранилища 2, откуда питателем 3 и элеватором 4 поднимают в пита-
ющий бункер 5. Из этого бункера концентрат с помощью питателя
6 поступает в барабанную мельницу 7. Здесь материал измельчают
до частиц размером менее 60 мкм. При этом расход энергии соста-
вляет около 50 кВт-ч/т измельченного материала.
Измельченный материал из мельницы выносится воздухом, пода-
ваемым вентилятором 13, и поступает в сепаратор 8. Частицы крупнее
60 мкм возвращаются из сепаратора в мельницу на домол, а более
мелкие выносятся в циклон 9, где они отделяются от потока воздуха.
Избыток воздуха уходит в атмосферу через матерчатый фильтр 10,
на котором задерживаются не осевшие в циклоне твердые частицы.
Измельченный концентрат ильменита из циклона и фильтра посту-
пает в элеватор 11 и далее в расходный бункер 12.
2* 19
После разложения ильменита серной кислотой, фильтрации полу-
ченной суспензии и вымораживания из фильтрата железного купо-
роса получают кристаллы железного купороса (FeSOJ и раствор
метатитановой кислоты. г
Железный купорос (рис. 12) из сушильного барабана элеватором 1
подают в валковую дробилку откуда он после измельчения попа-
дает в расходный бункер 3 и далее на упаковку.
Двуокись титана, полученная после специальной очистки, вы-
парки, кристаллизации и прокаливания метатитановой кислоты,
поступает на мокрое измельчение (рис. 13).
Рис. 12. Схема измельчения железною купороса:
1 — элеватор; 2 — валковая дробилка; 3 —
Рис. 13. Схема мокрого измельчения двуокиси титана:
1 — бак с мешалкой для суспензии; 2 — барабанная мельница; 3 — бак с мешалкой;
4 — насос; 5 — отстойник-классификатор; 6 — шламовый насос.
В емкость с мешалкой 1 непреревно подают водную суспензию
окиси титана, полученную при смешении прокаленной окиси титана
с водой.
Для стабилизации суспензии в этот бак вводят определенное
количество едкого натра. Суспензия самотеком поступает в барабан-
ную мельницу 2. Чтобы продукт в процессе размола не загрязнялся
металлами, барабан мельницы изнутри футеруют керамическими
плитами (фарфор или кварцит), а в качестве рабочих тел применяют
кремневую гальку.
Из мельницы материал поступает в приемник 3 с мешалкой, от-
куда насосом 4 подается в отстойник-классификатор 5. Крупные
частицы двуокиси титана оседают на коническое дно отстойника
и специальными гребками подаются к штуцеру, а затем шламовым
насосом 6 возвращаются в мельницу на доизмельчение.
Тонкая фракция TiO2 переливается через борта отстойника-клас-
сификатора и поступает на дальнейшую обработку.
После коагуляции суспензии, обработки ее различными добав-
ками, сгущения, фильтрации и сушки осадка рыхлые куски двуокиси
титана измельчают в дезинтеграторах, струйных мельницах или
20
других измельчителях. Двуокись титана, предназначенную для ма-
лярных работ, измельчают в мельницах, работающих по принципу
раздавливания. В этом случае частицы материала приобретают че-
шуйчатую форму и качество красителя улучшается. Схема измельче-
ния сухой двуокиси титана показана на рис. 14.
. Из сушилки материал шнеком 1 подают на элеватор 2 и далее
в бункер 3. Затем питателем 4 материал направляют в горизонталь-
ную ролико-кольцевую мельниЦу с внутренним сепаратором 5.
В эту же мельницу воздуходувкой 9 подают воздух, который под-
хватывает частицы готового продукта и, пройдя сепаратор, выносит
их в циклон 6. Здесь частицы отделяются от потока и оседают в рас-
Рис. 14. Схема сухого из-
мельчения двуокиси титана:
1 — шнек; 2 — элеватор; 3,
8 — бункера; 4 — питатель;
5 — ролико-кольцевая мельни-
ца; 6 — циклон; 7 — фильтр;
9 — воздуходувка.
ходцэм бункере 8. В этот же бункер попадают частицы из фильтра 7,
не осевшие в циклоне и задержанные при выбросе в атмосферу рабо-
чего воздуха. Из расходного бункера двуокись титана поступает на
упаковку.
Рассмотренные промышленные схемы измельчения материалов
показывают, что в зависимости от требуемой степени измельчения,
тонины помола конечного продукта и применяемого измельчающего
оборудования процесс измельчения можно осуществлять в одну или
несколько ступеней. Каждая ступень состоит из измельчителя, клас-
сификатора (грохота, сепаратора), питающего и транспортирующего
устройств. Процесс измельчения осуществляют в открытом цикле,
когда материал после измельчителя не возвращается в него, или
в замкнутом цикле с классификатором. В этом случае в классифи-
каторе из измельченного материала отбирается целевая фракция,
а более крупные частицы возвращают в измельчитель на доизмель-
чение.
< Замкнутый цикл работы измельчителя с классификатором осо-
бенно широко применяется на ступени тонкого измельчения. Это
объясняется, во-первых, тем, что к продуктам измельчения обычно
предъявляют высокие требования в отношении крупности частиц,
во-вторых, трудностью избирательного вывода нужной фракции
материала непосредственно из измельчителя, минуя классификатор,
21
и, в-третьих, высокой стоимостью единиц массы тонкоизмельченного
материала.
На ступенях тонкого измельчения часто практикуют измельчение
твердого материала в смеси с жидкостью, так называемое мокрое
измельчение (обогащение руд методом флотации). При обогащении
руды ее подают во флотационные машины в виде суспензии, которую
получают при мокром измельчении. Этот процесс распространен
и в тех случаях, когда стремятся избежать пыления или когда из-
мельченный материал подвергают последующей обработке в виде
суспензии, как, например, в производстве двуокиси титана.
Имеются схемы (см. рис. 5), где процесс измельчения из-за воз-
можности выделения взрывоопасных газов проводят в атмосфере
инертного газа.
Измельчение в атмосфере инертного газа или в жидкой среде
производят также и в том случае, когда материалы в тонко дисперс-
ном состоянии могут образовывать с кислоррдом воздуха взрывчатые
смеси. В этих случаях измельчение можно проводить также в аппара-
тах, где отсутствует возможность искрообразования в рабочей зоне.
Рассмотренные выше схемы не исчерпывают всех возможных
вариантов измельчающих установок. Каждый вариант определяется
назначением установки. При этом необходимо учитывать характер
измельчаемого материала, степень измельчения, требования к ко-
нечному продукту и допустимые условия ведения процесса.
ГЛАВА I
СПОСОБЫ И ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ
ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ
ОБЩИЕ ПОЛОЖЕНИЯ
В зависимости от размера кусков исходного сырья и конечного
продукта измельчение условно делят на несколько классов:
Класс измельчения Размер кусков до из- Размер кусков после
мельченця dR, мм измельчения du, мм
Дробление
крупное 1000 250
среднее 250 20
мелкое ..... 20 1-5
Помол -
грубый . " . . . 1—5 0,1—0,04
средний 0,1—0,04 0,005—0,015
тонкий 0,1—0,04 0,001—0,005
коллоидный . . . —0,1 —0,001
Отношение размеров кусков до измельчения и после измельчения
назывцот степенью измельчения.
Различают линейную (i = dJdK) и объемную (а = vH/vK) степени
измельчения. Здесь d и v — размер и объем кусков до (с индексом
«н») и после измельчения (с индексом «к»).
Вопрос о том, по размеру какого куска (наибольшего, среднего
или наименьшего) выбирать значения da, vH, dK и vK, остается до
настоящего времени нерешенным. Чаще всего значения этих величин
устанавливают по размеру наибольшего куска, но и само понятие
«наибольший кусок» трудно определить, особенно когда измельчают
многотоннажные материалы. Если учесть, что и понятие «степень
измельчения» тоже является условным, характеризующим главным
образом качественную сторону процесса измельчения, то понятие
«наибольший кусок» для этой цели вполне приемлемо.
Практически размер «наибольших кусков» определяется отвер-
стием сита, через которое проходит сыпучий материал. При этом
форма отверстия сит для исходного и измельченного материалов
должна быть одинаковой (круглой, квадратной, прямоугольной
и т. п.).
Крупность кускового и порошкообразного материалов с указа-
нием линейных размеров наибольшего и наименьшего кусков может
быть охарактеризована одним из следующих способов.
23
1. Нижний (+t?) и верхний (—сГ) пределы крупности. Верхний
предел крупности (—d), что означает «не крупнее <7»; нижний предел
крупности (+6), что означает «не мельче б».
При этом указываются размеры наибольшего . и наименьшего
кусков материала, а характеристика записывается таким образом:
(+йБ — 4).
2. Фракционный состав материала, выраженный в долях или
процентах.
3. Удельная поверхность материала, т. е. поверхность частиц,
приходящаяся на единицу массы или объема материала.
Материал также можно охарактеризовать допустимым процент-
ным содержанием какой-либо фракции: крупной, средней или мел-
кой. Разработаны специальные приборы и методы определения фрак-
ционного или, что то же самое, гранулометрического состава, а также
удельной поверхности кускового и порошкообразного материалов.
Эти приборы и методы описаны в специальной литературе, ссылки
на которую приведены в конце книги.
СПОСОБЫ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ
Твердый материал можно разрушить и измельчить до частиц
желаемого размера раздавливанием, раскалыванием, разламыванием,
резанием, распиливанием, истиранием, ударом и различными ком-
бинациями этих способов.
Раздавливание (рис. 15, а) — тело под действием нагрузки де-
формируется по всему объему и, когда внутреннее напряжение в нем
превысит предел прочности сжатию, разрушается. В результате та-
кого разрушения получают частицы различного размера и формы.
Раскалывание (рис. 15, б) — тело разрушается на части в1 местах
концентрации наибольших нагрузок, передаваемых клинообразными
рабочими элементами измельчителя. Образующиеся при этом ча-
стицы более однородны по размерам и форме, хотя форма, как и при
раздавливании, непостоянна. Способ раскалывания по сравнению
с раздавливанием позволяет регулировать крупность получаемых
частиц.
Разламывание (рис. 15, в) — тело разрушается под действием
изгибающих сил. Размеры и форма частиц, получающихся при раз-
ламывании, примерно такие же, как и при раскалывании.
Резание (рис. 15, г) — тело делится на части заранее заданных
размеров и формы. Процесс полностью управляемый.
При распиливании (рис. 15, д) результаты получаются такие же,
как и при резании. Процесс полностью управляем, и частицы имеют
заранее заданные размер и форму.
Истирание (рис. 15, е) — тело измельчается под действием сжи-
мающих, растягивающих и срезающих сил. При этом получают мел-
кий порошкообразный продукт.
Удар (рис. 15, ж) — тело распадается на части под действием ди-
намической нагрузки. При сосредоточенной нагрузке получается
24
эффект, подобный тому, что происходит при раскалывании, а при
распределении нагрузки по всему объему эффект разрушения ана-
логичен раздавливанию.
Различают разрушение тела стесненным и свободным ударом.
При стесненном ударе (см. рис. 15, ж) тело разрушается между двумя
рабочими органами измельчителя. Эффект такого разрушения зави-
сит от кинетической энергии ударяющего тела. При свободном ударе
(см. рис. 15, а) разрушение
тела наступает в результате
столкновения его с рабочим
органом измельчителя или дру-
гими телами в полете. Эффект
такого разрушения определяет-
ся скоростью их столкновения
независимо от того, движется
разрушаемое тело или рабочий
орган измельчителя.
Из перечисленных способов
пригодными для промышлен-
ного измельчения оказались
раскалывание, разламывание,
раздавливание, истирание и
удар. Раскалывание применяют
для получения кусковых мате-
риалов; разламывание обычно
сопутствует другим способам
при крупном, среднем и мел-
ком измельчении, а разреза-
ние и распиливание применяют
в тех случаях, когда нужно по-
Рис. 15. Способы измельчения:
а — раздавливание; б — раскалывание; в —
разламывание; г — резание; д — распилива-
ние; е — истирание; ж — стесненный удар;
з — свободный удар.
лучить куски материала опре-
деленного размера и заданной
формы.
Истирание применяют для
тонкого измельчения мягких
и вязких материалов. При этом его всегда комбинируют с раздавли-
ванием или ударом. Истирание улучшает процесс тонкого измель-
чения и перемешивания материалов, но при этом увеличиваются,
расход энергии и износ рабочих элементов измельчителя. Продукты
износа попадают в измельченный материал, а это нежелательно как
с точки зрения ведения самого процесса, так и получения 1>родук-
тов измельчения высокой чистоты.
В работе подавляющего большинства современных измельчителей
использованы способы раскалывания, раздавливания и удара,
а также сочетание этих способов с разламыванием и истира-
нием.
25
ТЕОРЕТИЧЕСКИЕ ОСНОВЫ ИЗМЕЛЬЧЕНИЯ
Когда напряжение в материале превышает внутренние силы сце-
пления частиц, он распадается на более мелкие части. Если размер
этих «осколков» велик, их снова подвергают разрушению до тех пор,
пока не получат продукт требуемой крупности.
Определение затрачиваемой при этом энергии составляет одну
из главных проблем в теории измельчения. Первая попытка решить
эту проблему была сделана Риттингером. Он предположил, что рабо-
та, затрачиваемая на
Рис. 16. Теоретическая
схема деления куба на
части.
измельчение, пропорциональна размеру вновь
образованной поверхности в измельчаемом
материале. Решение сводится к следующему.
Тело кубической формы с ребром D раз-
рушается любым способом до кубов с ребром
d (рис. 16). Число полученных кубиков, оче-
видно, пропорционально кубу степени из-
мельчения, т. е.
z = Z)3/d3 = i3
Поверхность куба с ребром D:
FH = 6©2 (1,1)
Общая поверхность полученных кубов
с ребром d:
FK = 6d2 (£>3/d3)
(1.2)
Вновь образованная поверхность:
F=FK-FH=6£>2(i-l) (1,3)
Далее принимается, что на образование единицы новой поверх-
ности при измельчении данного материала затрачивается постоян-
ная работа Ау, которая определяется опытным путем и может быть
названа удельной работой. Тогда вся работа, затрачиваемая на из-
мельчение рассматриваемого тела, очевидно, будет равна:
A=AyF^AyD^ (i—1) (1,4)
Предположение о прямой пропорциональности работы измель-
чения вновь образованной поверхности можно считать справедливым
только в случае измельчения тела резанием или распиливанием, когда
объем обрабатываемого материала практически не влияет на затрату
энергии. Если измельчение производится раздавливанием, раскалы-
ванием, ударом или комбинированным способом, это предположе-
ние несправедливо, так как в этих случаях не учитывается энергия,
затрачиваемая на деформацию тела без разрушения. При этом, как
будет показано ниже, удельная (поверхностная) работа зависит
не только от природы материала, но и от класса, степени и способа
измельчения.
В. Н. Кирпичев и затем Кикк дали несколько отличное решение
рассматриваемой теории измельчения. Указанные авторы предпола-
26
гали, что энергия, требуемая для производства аналогичных измене-
ний в очертании геометрически подобных тел одинакового техноло-
гического состава, изменяется пропорционально объемам или мас-
сам этих тел.
Согласно теории упругости, работа упругих деформаций тел
одинакового технологического состава объемами vx и р2 будет равна:
а их отношение:
о2Рг g2Gy (1.5)
Л1' 2Е ~ 2Ер
л а2р2 o2G2 (1,6)
2Е ~ 2Ер
— l,l/v2~^l/G2 (1,7)
Иначе говоря, расход энергии на измельчение данного материала
при прочих равных условиях прямо пропорционален его объему
или массе.
В течение многих десятилетий велась дискуссия между сторон-
никами теории Риттингера и сторонниками теории Кирпичева —
Кикка. В ходе этой дискуссии сторонники теории Риттингера про-
вели многочисленные исследования по разработке методов опре-
деления поверхности сыпучих материалов и установлению связи
между поверхностью и размером частиц материала, а также опреде-
лению удельной работы измельчения. В этих исследованиях доказы-
валась справедливость предположения о пропорциональности ра-
боты измельчения вновь образованной поверхности.
Сторонники теории Кирпичева — Кикка также провели иссле-
дования, подтверждающие пропорциональную зависимость работы
измельчения от объема или массы измельчаемого материала. Они
обратили внимание на тот факт, что в теории Риттингера не учиты-
вается путь действия силы, вызывающей разрушение тела. Это ее
главный недостаток. Однако теория Кирпичева — Кикка в ее перво-
начальном виде была также недостаточной для решения практиче-
ских задач. Это побудило Стедлера, одного из активных сторонников
теории Кирпичева — Кикка, предпринять попытку развить эту
теорию, придав ей математическую форму, приемлемую для инже-
нерных решений. Его выводы сводятся к следующему.
Если под действием внешних сил в теле возникают напряжения,
превышающие предел прочности, оно разрушается, но при этом по-
лученные куски могут оказаться крупнее тех, которые требуются.
Тогда их подвергнут повторному разрушению, пока не будут полу-
чены частицы размером d.
В дальнейших рассуждениях принимается, что объемная степень
измельчения при однократном разрушении данного материала г
остается постоянной независимо от размера кусков. Тогда средний
объем полученных кусков будет равен:
при первом разрушении куба
dl = v^D^/r (1,8)
27
при втором разрушении куба
d| = P2 = Z)3/r2 (1,9)
при n-м разрушении
d3 = vn — D3/rn (1,10)
ИЛИ
rn = D3/d3 = i3 = a (1,11)
где а — объемная степень измельчения.
Отсюда число приемов разрушения, необходимое для получения
из куба размером D кубиков размером d, равно:
n = lga/lgr = 3(lgZ> —lgd)/lgr (1,12)
Работа измельчения* (разрушения) тела по Стедлеру равна про-
изведению степени измельчения на разрушающую силу и на путь
действия этой силы:
А=аР1 (1,13)
где Р — разрушающая сила, пропорциональная площади сечения условного
тела, равна kF; к — коэффициент пропорциональности; F — 3D3/d — площадь
сечения условного тела: I — путь действия разрушающей силы, или величина
деформации тела, при которой оно разрушается; этот путь пропорционален
размеру d конечной частицы (I = cd).
Подставив значения а, Р и I в выражение (1,13), Стедлер получил
окончательную формулу для работы измельчения:
| Л =3/сегпрз| (1,14)
Поскольку к, с и г константы, определяемые опытным путем,
a D для данного материала известно, то работа измельчения мате-
риала по Стедлеру есть сложная функция числа приемов измель-
чения.
Формула (1,14) не получила практического применения. Выра-
жение работы измельчения через произведение степени измельчения
на условную силу и условный путь физически необоснованно. Введе-
ние коэффициентов пропорциональности кис только усугубляет
трудность практического применения этой формулы.
Соображения Стедлера о том, что измельчение тела происходит
в несколько приемов разрушения и что расход энергии измельчения
зависит от числа этих приемов, были учтены более поздними иссле-
дователями и соответствующим образом использованы.
Л. Б. Левенсон, основываясь на теории Кирпичева — Кикка,
предложил следующий упрощенный путь определения энергии, за-
трачиваемой на измельчение материала. Если вместо напряжения ст
в выражение работы упругих деформаций (1,5) подставить разруша-
ющее напряжение (предел прочности) стр, получим работу, затрачен-
ную па разрушение всего деформируемого объема куска материала
28
до продукта с частицами размером, приближающимся к нулю. При
этом степень измельчения теоретически достигает бесконечности.
Фактически объем, подлежащий измельчению, можно принять
равным
v = D3 — J3 (1Д5)
Тогда формула работы, затраченной на измельчение тела объемом
D3 до частиц объемом d3, примет вид:
GJ 0^3
А0 = ~2Е ~= 2Ё~ (IЛ6)
Эта формула была рекомендована для определения расхода энер-
гии, затрачиваемой на измельчение материала.
Хотя при расчете машин грубого измельчения по этой формуле
иногда получают результаты, близкие к практическим, она не обо-
снована. Классическое выражение работы упругих деформаций
вовсе не предполагает, что при достижении разрушающего напря-
жения о деформируемое тело должно превратиться в пыль с разме-
ром частиц, близким к нулю. При действии на тело разрывающих или
растягивающих усилий оно разделится на две, три или большее
число частиц с суммарным объемом, почти равным объему исход-
ного тела. То же самое можно сказать и о разрушении тела раздав-
ливанием. Практически его объем не меняется. Поэтому соображе-
ние Л. Б. Левенсона о том, что деформируемый объем равен разности
объемов исходного тела и полученной в результате его разрушения
частицы, несостоятельно. Впрочем, автор этой формулы сам указы-
вал на ее недостатки и применял ее для определения расхода энергии
только при расчетах щековых, конусных и гладковалковых дробилок,
корректируя результаты соответствующим выбором значений ор.
В итоге многолетней дискуссии были разделены сферы применения
соперничавших теорий. Указывалось, что теория Риттингера прием-
лема для определения энергетических затрат в области тонкого измель-
чения, а теории Кирпичева — Кикка отводилась область мелкого,
среднего и крупного измельчения. Однако проблема установления
связи между энергетическими затратами и результатами измельче-
ния продолжала по-прежнему оставаться центральной темой теории
измельчения.
Хоултейн еще в 1923 г. на основании своих опытов пришел к вы-
воду, что при измельчении материалов энергия расходуется на об-
разование новой поверхности, на теплоту деформации материала без
разрушения, на теплоту трения материала по рабочим поверхно-
стям измельчителя. Ни одна из предложенных теорий, по его мнению,
не учитывает точно этих расходов энергии. Ни одна простая формула
не применима ко всем породам и методам дробления. Средний из
обоих методов, вероятно, более близок к истине.
К аналогичному выводу пришел и П. А. Ребиндер. По его
наблюдениям, затрачиваемая на измельчение материала энергия
29
представляет собой сумму работ, расходуемых на деформацию тела
и на образование новых поверхностей:
A=cfv/2E-]-krF (1,17)
где v — объем деформируемого тела; кг — коэффициент пропорциональности;
F — вновь образованная поверхность при разрушении тела.
Мысль о том, что работа измельчения пропорциональна как вновь
образованной поверхности, так и объему измельчаемого материала,
нашла свое отражение в позднейших исследованиях по измельчению.
Бонд предложил определять работу, затрачиваемую на измельче-
ние, как величину, пропорциональную среднегеометрической из
объема и поверхности разрушаемого тела:
A=kVvF (1,18)
Очевидно, можно записать:
v = k1Dt (1,19)
F = k2D2 (1,20)
и тогда
A = kVk^k2-VDW2 = kQD2^ (1,21)
Предполагая, что дробление кусков от начальной крупности D
до конечной d производится в п приемов разрушения с постоянной
линейной степенью однократного разрушения i0, Бонд рассуждал
следующим образом.
При первом приеме разрушения начальный объем куска D3.
Число кусков — один, поверхность куска 6D2. После разрушения
получаются ij кусков размером D/i0. При этом затрачивается работа
Л^А-о-О2’5 (1,22)
При втором приеме разрушаются куски, полученные после первого
приема. Размер кусков, полученных после второго приема разруше-
ния, равен Dli^, поверхность каждого куска 6 (D/i2)2, объем (P/i2)3,
число кусков (io)2. При этом затрачивается работа
Ла=*0 (^Ло)2’5 i30=k0D^t^ (1,23)
При третьем приеме измельчения разрушаются куски, получен-
ные после второго приема. Размер кусков, полученных после третьего
приема разрушения, равен Dli^, поверхность каждого куска 6 (P/io)2,
объем (Р/ф3, число кусков (io)3. При этом затрачивается работа
Л3=Ло (O/i?)2-6^^)2 (i2)2 = (ф5)2 (Г,24)
Приведенные рассуждения позволяют дать математическое выра-
жение работы, затраченной при n-м приеме разрушения:
Лп = Ло(Г>/г”-1)2’5(г3)п-1 = ^2’б(^’5)п-1 (1,25)
20
Общая энергия, затраченная на измельчение, равна сумме работ,
затраченных при каждом приеме разрушения:
Л=Л1 + Л2+ . . . -рАп =
= fcOD2>5[l + (iOo-5)1+0°o’5)2+ • • • +02’5)П-1] (W
Выражение в квадратных скобках представляет собой геометри-
ческую прогрессию со знаменателем ip’5, сумма членов которой
S=1 [(/J’5)"—1]/(<J’5 —l)=[(;j{)°’5 ——1) (1,27)
Следовательно
A =k0D^ [(i”)°*5 — l]/(i®’5 — 1) (1,28)
Выражение (1,28) позволяет вычислить работу, затраченную на
измельчение одного куска материала объемом Р3 от начального раз-
мера D до конечного d. Работа на измельчение G? материала опреде-
ляется следующим образом.
Число кусков объемом Р3, содержащихся в Рт материала:
z = G/pZ>3 (1,29)
Затрачиваемая работа
OS)0-6—i G
Ао=Аг = ко112Л—^—.— (,.30)
Если учесть, что при этом степень измельчения
i==D/d = i3 (1,31)
можно заменить в выражении (1,30) значение Iq и произвести соот-
ветствующие преобразования. Тогда затрачиваемая работа
А°- f0,5_1 /р) Р (1’32)
Это формула Бонда; неизвестными в ней являются кь и i0.
Аналогичное обобщение было сделано А. К. Рундквистом.
Если у Риттингера работа А = / (Р2), у Кирпичева — Кикка
А — / (Р3), а у Бонда А = / (Р2*5), то Рундквист представил эту
работу в более общем виде:
A=f(Dm) (1,33)
При первом приеме разрушения из кусков с начальным размером
Р получаются куски размером Р/г0, объемом (Р/г0)3, число которых
i’o, а затрачиваемая работа
Ax = kDm (1,34)
При втором приеме разрушения размер исходных кусков D/i0
и их число равно г®. В результате разрушения получаются куски
31
размером Р/г3, число которых IqIq, а затрачиваемая при этом работа
A2 = k(D/i0)mi30 = kDmi30-m * (Т,35)
При третьем приеме разрушения размер исходных кусков
D/(ioio), их число (Го)2- В результате разрушения получаются куски
размером DIIq, их число (io)3, а затрачиваемая при этом работа
A3 = k(DH^(^^kDm(i3-y (1.36)
При тг-м приеме разрушения размер исходных кусков равен
P/io \ их число (г3)"-1. В результате разрушения получают куски
размером DliGn, их число (io)n, а затрачиваемая при этом работа равна
Ап = к (D/if1)”1 (i30)n~1 = kDm (^"m)n"1 (1,37)
Следовательно, при степени измельчения i = Did — ip на из-
мельчение тела кубической формы с ребром D затрачивается суммар-
ная работа
4=^"1[1 + (/3-"1)1 + 0Г'”)2+ • • • В.38)
Выражение в квадратных скобках представляет собой геометриче-
скую прогрессию со знаменателем i3~'", сумма членов которой
= _ ОУ-"1-* _ (ДМ)3-”1-! _ д3--<г3-"
Л ,-3-т Л ,3-т Л -3—т л (-3-т л\ j3-m V Му)
г0 —1 i0 —1 i0 —1 Vo —l)d
Работа, затрачиваемая на измельчение GT материала, опреде-
ляется таким же образом, как и у Бонда. Число кусков, содержа-
щихся в исходном материале, определяется по формуле (1,29), а ра-
бота — по формуле
т D3-m_d3-m q к D3-m_d3-m q
A~kD d3~m ’ P£>3 ~ i30~m-l ' d3~mD3~m ‘ P (I’40)
После соответствующих преобразований выражение (I, 40) при-
нимает вид:
А ° = (г-3-т_^р (d3-m ~ дЗ-m) G (1 Л1)
Методы решения задачи о расходе энергии на измельчение мате-
риала, предложенные Риттингером и Кирпичевым — Кикком, ос-
нованы на определенном физическом истолковании процесса. Методы
Бонда и Рундквиста такого истолкования не имеют. Нельзя предста-
вить себе физический смысл выражения, определяемого как квад-
ратный корень произведения поверхности на объем тела. Также не-
понятна физическая модель, когда работа измельчения пропорцио-
нальна линейному размеру в какой-либо дробной степени.
39
Ни одна из предложенных формул для определения работы, за-
трачиваемой на измельчение [(1,4), (1,7), (1,16), (1,17), (1,32)
и (1,41)], не получила широкого применения. Это объясняется пре-
жде всего сложностью рассматриваемой задачи. Только внешне
процесс измельчения кажется простым. В действительности же с уче-
том характера, величины и направления сил, под действием которых
материал разрушается, а также количественных результатов разру-
шения он является в высшей степени сложным, и стремление описать
его каким-либо обобщенным уравнением едва ли может привести
к исчерпывающему ответу на основной вопрос теории измельчения.
Для получения одних и тех же результатов при измельчении
данного материала различными. способами необходимо затратить
разную работу. Металлическую полосу, например, можно разделить
на две части, разорвав ее на разрывной машине, разрубив зубилом,
разломив многократным перегибанием, распилив ножовкой или
разрезав на пресс-ножницах. Но, очевидно, более эффективным будет
последний способ, так как при этом тело не подвергается такой де-
формации, как при растяжении, рубке или многократном перегиба-
нии. Он самый быстрый и экономный. Аналогичная картина наблю-
дается и при измельчении твердых материалов.
Различие в энергетических затратах на измельчение материала
разными способами, но с одинаковыми для практики конечными
результатами можно было бы охарактеризовать коэффициентом по-
лезного действия данного способа, понимая под этим коэффициентом
отношение необходимой (полезной) работы измельчения к затрачен-
ной. Последняя всегда больше необходимой, так как часть энергии
рассеивается в виде тепла и идет на перемещение частиц внутри тела,
не вызывая его разрушения, а часть расходуется на преодоление
трения между материалом и рабочими элементами измельчающей
машины.
Если бы можно было определить ту минимальную работу, кото-
рая необходима для получения определенного результата измель-
чения независимо от способа измельчения, то удалось бы определить
и коэффициент полезного действия каждого способа, поскольку
фактический расход энергии определяется прямым замером. К сожа-
лению, исследования в этом направлении пока еще не дают однознач-
ного ответа о коэффициентах полезного действия различных спосо-
бов измельчения.
На затраты или, точнее, на перерасход энергии при измельчении
не менее важное влияние оказывают условия ведения процесса.
Измельчение материала, как отмечалось выше, идет в несколько
приемов. На каждом этапе получают частицы различной дисперсно-
сти. В составе этих частиц имеются и такие, которые не должны были
бы подвергаться разрушению в последующих приемах, но не всегда
возможно вывести их из процесса. Они остаются в общей массе "мате-
риала, воспринимают на себя часть действующих усилий, гасят их,
переизмельчаются и резко тормозят течение процесса в нужном
направлении. Тормозящее действие присутствующего в сырье готового
3 Заказ 1080 33
продукта давно подмечено. Основное правило «ничего лишнего
не измельчать» требовало не допускать переизмельчения материала
и перерасхода энергии и перед подачей сырья на измельчение извле-
кать из него мелочь. Это требование необходимо й с точки зрения
устранения тормозящего действия мелочи.
Последнее существенно заметно при тонком измельчении, когда
в одной машине достигается высокая степень измельчения, доходя-
щая до 100 и выше. При крупном, среднем и мелком измельчении
материалов средней прочности, когда степень измельчения соста-
вляет 3—4, расход энергии колеблется от 0,4 до 1 кВт*ч/т; при тон-
ком помоле расход энергии достигает 30 кВт- ч/т, а иногда и больше.
Часто высокий удельный расход энергии при тонком измельчении
объясняют только изменением прочности или размалываемости мате-
риала. Чем мельче частицы, тем меньше в материале внутренних де-
фектов, тем они прочнее и, следовательно, на их измельчение тре-
буются большие затраты энергии. Это объяснение справедливое, но
неисчерпывающее и в некотором смысле консервативное, так как оно
не только обосновывает неизбежность высоких энергетических за-
трат при тонком измельчении, но и разоружает исследователя, ищу-
щего пути к снижению этих затрат.
Приводимый ниже анализ процесса измельчения на основе из-
вестных законов технической механики позволяет более точно оце-
нить установившуюся величину удельного расхода энергии в обла-
сти тонкого измельчения и открывает более благоприятные перспек-
тивы в области совершенствования измельчителей и организации
процесса измельчения.
При переходе из области крупного измельчения в область тонкого
частицы однородных материалов сохраняют свой технологический
состав и основные физико-механические свойства. Вывод о том, что
с уменьшением размера частиц растет их прочность, к этим материа-
лам неприменим. При измельчении неоднородных материалов, т. е.
материалов, состоящих из склеенных или спаянных частиц разных
веществ, с уменьшением размера частиц их физико-механические
свойства изменяются. Это изменение может идти как в сторону по-
вышения, так и в сторону понижения прочностных свойств матери-
ала частиц, что еще не означает увеличения удельного расхода энер-
гии при переходе в область тонкого измельчения.
Большинство горных пород при сжатии не дает остаточных де-
формаций. Кривая сжатия таких пород плавно поднимается вверх
и, когда в материале напряжение достигнет разрушающего, круто
обрывается и падает вниз. Такие тела практически абсолютно упру-
гие, и для них можно применить известное выражение работы де-
формации (1,5).
Если в это выражение вместо текущего напряжения подставить
разрушающее или предел прочности ор, то оно позволит определить
работу однократного разрушения тела объемом и:
A0 = tfv/2E
(1.42)
34
Допустим, что данное тело имеет постоянную объемную степень
однократного разрушения а0, т. е. при однократном разрушении
оно делится на а0 частиц. Пусть начальный размер тела D, а размер
конечных частиц d. Размер промежуточных частиц обозначим dly
и т. д.
Перед первым приемом разрушения тело имело объем I)3 и по-
верхность 6Z)2. После первого разрушения получено а0 частиц раз-
мером dr и объемом c?i каждая. Поверхность каждой частицы
а общая поверхность всех частиц a06dl.
При этом затрачивается работа
Ar = cpD^/2E (1,43)
После второго приема разрушения из каждой частицы размером
получается снова а0 частиц, но уже размером d2. Общее число
полученных частиц а0а0 = а%, объем каждой частицы d^ и ее поверх-
ность 6d|. Общая поверхность всех частиц a 06dl. При этом затрачи-
вается работа
A2 = G2a0d3/2E = G2D3/2E (1,44)
где aod^ — D3.
После третьего приема разрушения из каждой частицы размером
d2 получается опять а0 частиц, но теперь размером d3. Общее число
полученных частиц аоаоао — Объем каждой частицы d% и поверх-
ность 6с?з. Общая поверхность всех частиц а^бйз, а затраченная при
этом работа
A3 = o2a%d3/2E==G2D3/2E (1,45)
Из полученных результатов можно заключить, что при п-м
приеме разрушения из каждой частицы размером dn_1 получается
а0 новых частиц, но размером d. Общее число полученных частиц
zz0a0 . . . а0 = а”, объем одной частицы d3 и поверхность 6d2. Общая
поверхность всех частиц a^6d2 и затраченная при этом работа
А„ = - <t*Z)3/2£ (1,46)
Для упрощения дальнейших выводов примем во внимание, что
dl = D/^a0; d2 = d1/y/ aG = D I a2; = = yf a%',
dn-l = dn-2/yrao ~ dJ j/a”-1; d = dn-i/y «о = dJ (L47)
и j a0 = i — линейная степень однократного разрушения.
Можно обобщить полученные данные, показывающие расход
энергии на единицу вновь образованной поверхности в зависимости
от приема разрушения (табл. 1).
3* 35
Таблица 1. Зависимость расхода энергии от приема разрушения
Прием разрушения Вновь образованная поверхность Удельная работа
Первый Л = 6 (aQd 1 - £2) = 6£)2 (/о_ !) Л -
У 2£’6D2(i0-l) 0^3 P
Второй F2 = бяо (ао^2 — rfj) — 6D2i0 (г0= 1)
2F6T»2i0(,0 —1) Лу3— p
Третий F3 = 6a* (aod|-df) = 6D2f-2
2F6£>2^(z0-l) o^D3 Л v4— P
п-й Fn = 6^-‘(00^-4-,) =
2EGD2i^~1 (i0- 1)
Из табл. 1 видно, что во всех выражениях для удельной работы
числитель дроби остается постоянным, а знаменатель непрерывно
растет, так как увеличивается показатель степени величины 10,
которая всегда больше единицы. Таким образом, при переходе
к последующему приему разрушения удельный расход энергии сни-
жается, а не остается постоянным, как это допускается в теории
Риттингера.
Этот вывод показывает, что вновь образованная поверхность,
являясь весьма важной характеристикой зернистого материала,
не может служить мерой расхода энергии на измельчение. Иначе
говоря, между вновь образованной поверхностью и затраченной на
ее образование энергией нет прямой зависимости, которая предпо-
лагается в теории Риттингера. Это и является ее основным недостат-
ком. Путь действия разрушающей силы учтен в удельной работе Лу,
определяемой опытным путем.
Величина п, т. е. число приемов разрушения, необходимых для
получения из тела размером D частиц размером d, при степени одно-
кратного разрушения а0 определяется следующим образом: после п-
кратного разрушения тела получается а% частиц размером d. Для
получения таких частиц объемная степень измельчения должна быть
откуда
или
рз/йз==/з = а«
3 1g i — n ]g a0
n -- 3 1g . /.'g at)
(T.48)
30
Поскольку, как было установлено выше, при каждом приеме
разрушения теоретически затрачивается одна и та же работа, а для
разрушения тела размером D до частиц размером d требуется п
приемов, то, очевидно, общая работа на эту операцию равна
А = (о^з/2Е) (3 1g i/lg а0) (1,49)
Чтобы определить полученную при этом новую поверхность,
необходимо поверхности, полученные при каждом приеме разруше-
ния, суммировать, т. е.
Z7 = + F2 + F3-f- . . . -f-Fn =
= 6^2 (г'о — 1) (1 + го + + го+ • • • "Ь*о г) (1,50)
Выражение во второй скобке представляет собой геометрическую
прогрессию со знаменателем i0, сумма членов которой
S = (1,51)
Тогда
Я = бЯ20о — 1) (1,52)
а средний поверхностный удельный расход энергии
Ау. С = А/Е=[а^/12ЕЕ^ (31g i/lg a0) =
= o2D 1g i/4E (Iq-1) 1g «о -(1,53)
где i0 = j6i0 и n = 3 1g i/lg a0.
Формулы (1,49), (1,52), (1,53) предполагают, что измельчаемое
тело однородное, абсолютно упругое и делится на части по строго
определенному геометрическому закону, чего в действительности,
конечно, нет. Следовательно, эти формулы не точно описывают про-,
цесс, происходящий при разрушении измельчаемых материалов,
и не могут привести к удовлетворительным расчетам. Однако они
позволяют провести качественное сравнение некоторых измельчите-
лей и измельчающих установок, а также получить с их помощью
некоторые практические рекомендации.
Формула (1,49) показывает, что расход энергии с уменьшением
ао:, т. е. степени однократного разрушения, растет. Однако, так как
тело при разрушении делится минимум на две части, в этом крайнем
случае расход энергии на единицу измельченного материала будет
максимальным. Таким образом, при а — 2
Лггах = 5 (о*#3/#) 1g i (1,54)
При крупном, среднем и мелком измельчении, когда i = 3—5,
теоретический расход энергии составляет
Л-=4=3пррз/£ П’55)
.47
а при тонком измельчении, когда i = 100, расход энергии будет
равен
Ai^00 = ^lD3/E (1-56)
Оказывается, что расход энергии при тонком измельчении тео-
ретически должен быть в 3—4 раза больше, чем при крупном, мелком
и среднем, а фактически он больше в 15—20 раз. Такое расхо-
ждение объясняется не только «упрочнением» частиц по мере умень-
шения их размера, но главным образом тормозящим действием пере-
измельченного материала. В машинах крупного, среднего и мелкого
дробления процесс измельчения завершается в 1—3 приема, а в ма-
шинах тонкого измельчения в 100—120 приемов разрушения. Перед
машинами крупного, среднего и мелкого измельчения почти всегда
устанавливают грохот для отделения из сырья кусков, не требующих
дробления. В машинах же тонкого измельчения уже готовый про-
дукт остается продолжительное время в зоне измельчения, тормозя
процесс.
Формула (1,49) позволяет теоретически провести сравнительную
экономическую оценку измельчителей. Она показывает, что совре-
менные машины для тонкого измельчения менее совершенны, чем
машины для крупного, среднего и мелкого, и потому нуждаются
в дальнейшем совершенствованйи. Эта же формула показывает
и главный способ их усовершенствования. Нецелесообразно в одной
камере вести процесс с высокой степенью измельчения. Экономнее
вести его в нескольких, последовательно установленных камерах
с обязательным промежуточным отбором фракций, не нуждающихся
в измельчении в последующей камере. Также важно, чтобы в камеру
измельчения поступало сырье в узком интервале крупности, а крат-
ность разрушения в ней была минимальной.
Прототипом такого измельчителя могла бы служить многокамер-
ная трубная мельница, если бы у такой мельницы отбор готовой
фракции осуществлялся при переходе измельчаемого материала из
предыдущей в последующую камеру. Вообще же многокамерный
измельчитель с межкамерным отбором целевого продукта предстоит
еще создать. Возможно, что в .таком измельчителе и способ измельче-
ния будет не похож на те, которые лежат в основе современных из-
мельчителей.
Формулу (1,49) можно также использовать, разумеется, с не-
которым приближением, для определения энергетических затрат
при измельчении данного материала на том или ином измельчителе,
введя в формулу к. п. д. измельчителя.
Если производительность измельчителя G, кг/ч, плотность из-
мельчаемого материала р, кг/м3, и начальный средний объем кусков
Dср, м3, то объемная производительность в монолите будет G/p,
а производительность в кусках G/pZ)cp-
Затрачиваемая часовая работа (в Дж/ч) на измельчение
Лч = (crgZ7^p/2Zi) (3 1g г/lg о0) (^/Р^ср)
38
или
A4=(3u^G/2Ep) (1g г/lg/io)
(1,57)
Для перевода работы в мощность выражение (1,57) следует ум-
ножить на 1/(3600-1000).
Кроме того, должен быть учтен расход энергии, связанный с за-
тратами на преодоление трения внутри материала и материала по
рабочим поверхностям измельчителя, в механизмах измельчителя
и на упругую деформацию кусков материала без разрушения. Эти
затраты значительны и .зависят от особенностей измельчителя и ор-
ганизации процесса измельчения. При этом с увеличением степени
измельчения допускаемый в одном измельчителе к. п. д. умень-
шается, а расход энергии увеличивается. С учетом общего к. п. д.
мощность измельчителя (в кВт) будет
aPG 1g i
N = W- 10-e-^-n^
(1,58)
Как отмечалось выше, а0 не может быть меньше двух. Когда
а0 = 2, формула (1,58) даст максимальный теоретический расход
энергии (в кВт) на измельчение
7Vmax = l, 39-Ю-6 -^-Igz
(1,59)
Входящие в формулу величины (Гр и Е даже для таких материалов,
как чугун, не имеют строго постоянного значения и колеблются
в довольно широких пределах. Пределы колебания этих величин
для природных материалов намного шире. Материал с одним и тем же
химическим составом, даже одного и того же месторождения, но
взятый из разных карьеров, из разных пластов, имеет разные значе-
ния Пр и Е- Это различие может быть существенным для материалов
разных месторождений.
Из сказанного следует, что для реальных расчетов рискованно
пользоваться табличными данными значений сгр и Е, г^е материал
часто даже и не отнесен к конкретному месторождению. Табличные
данные могут помочь произвести только предварительную прикидку
величины расхода энергии. Окончательный же расчет должен вы-
полняться по значениям ор и Е для материала определенного место-
рождения.
Входящая в формулу величина а0, безусловно, зависит от свойств
измельчаемого материала, учитываемых также величинами стр и Е.
Но главное влияние на а0 оказывает сам измельчитель. Это влияние
можно учесть общим к. п. д. измельчителя, приняв а0 = 2. В этом
случае потребляемую измельчителем энергию можно определять
по формуле (1,59).
Пример. Требуется определить установочную мощность двигателя для
измельчителя, производительность которого по граниту 35-101 кг/ч, насыпная
39-
плотность гранита 2700 кг/м3, предел прочности на сжатие ор = 344-10й Н/м3,
модуль упругости Е = 520-108 Н/м2. Средний начальный размер кусков D =
= 75 мм, средний конечный размер кусков d = 22 мм; общпй к. п/д. измель-
чителя 1] = 0,6.
По формуле (1,59)
. о . 3442 • 1012.35.104 75
'7УД-1,39-10й о,б-520-IO8-2700 g 22 ~ 365 1<Вт
илп на 1 т материала = 1,05 кВт*ч.
Современные измельчители выпускаются предприятиями серийно
с двигателями определенной мощности с учетом измельчения материа-
лов средней прочности. Поэтому, когда измельчаются малонрочные
хрупкие материалы, двигатель имеет избыточную мощность, а при
измельчении прочных материалов и двигатель, и детали измельчи-
теля перегружаются, производительность машины и всей измельча-
ющей установки снижается. Нередки случаи, когда из-за перегрузки
измельчителя ломаются его детали. Для более рационального под-
бора измельчителя всегда полезно проверить его пригодность не
только с точки зрения технологического назначения, но также и его
производительности и потребляемой мощности, пользуясь как фор-
мулами (1,58) и (1,59), так и опытными данными для аналогичных
материалов, измельчавшихся при сходных условиях. При этом сле-
дует иметь в виду, что рассматриваемые формулы применимы только
для абсолютно упругих или приближающихся к ним материалов.
В остальных случаях задача пока решается опытным путем.
КЛАССИФИКАЦИЯ ИЗМЕЛЬЧИТЕЛЕЙ
Для измельчения твердых материалов создано много типов из-
мельчителей различных размеров, однако поиски более совершенных
конструкций машин продолжаются по причинам:
громоздкости современных измельчителей и низкого коэффициента
их полезного действия;
возрастающей потребности в тонкоизмельченных материалах
(размер частиц до нескольких микрометров или даже долей микро-
метра);
появления новых синтетических материалов с особыми физико-
механическими свойствами, нуждающихся в измельчении;
повышения требований к чистоте продуктов измельчения;
стремления уменьшить расход энергии и металла на единицу из-
мельченного материала.
Это особенно важно на стадии тонкого измельчения. При сравни-
тельно крупной тонине помола (минус 100 мкм) энергозатраты соста-
вляют 20—30 кВт-ч/т, а потери металла вследствие износа машины
около 1 кг/т; при получении продукта с дисперсностью частиц меньше
10 мкм расход энергии увеличивается до 150 кВт* ч/т и более. Возра-
стают соответственно и потери металла. При огромных масштабах
производства уменьшение этих затрат даже на несколько процентов
дает значительный экономический эффект.
40
По способу измельчения все измельчители можно разделить на
следующие основные группы: 1) раскалывающего и разламывающего
действия; 2) раздавливающего действия; 3) истирающе-раздавлива-
ющего действия; 4) ударного действия; 5) ударно-истирающего дей-
ствия; 6) коллоидные измельчители.
В основу принятой классификации измельчителей положен глав-
ный способ, с помощью которого измельчается материал. При не-
обходимости измельчать тот или иной материал до частиц определен-
ного размера предварительно решают: каким вообще способом из-
мельчения можно достигнуть такого результата, а затем уже подби-
рают тип и размер измельчающей машины. С этой точки зрения ука-
занная классификация измельчителей является наиболее удобной.
Конечно, главному способу измельчения всегда сопутствуют другие,
второстепенные. Например, в раздавливающем или ударном измель-
чителе происходит и истирание, но оно не является основным спосо-
бом работы измельчителя, а возникает произвольно и трудно под-
дается количественной оценке. Очевидно, и в измельчителях исти-
рающе-раздавливаю’щего действия возможно измельчение ударом
при внезапных скачках катков. Однако такое измельчение сопутст-
вующее и не характерно для данной группы измельчителей.
В литературе часто встречается классификация измельчителей
по крупности получаемых частиц. В соответствии с этой классифика-
цией измельчители делят на дробилки крупного, среднего и мелкого
дробления и мельницы тонкого и коллоидного измельчения. Недо-
статками такой классификации является отсутствие указания на
способ измельчения, лежащий в основе работы измельчителя, а также
то, что дробилку одного и того же типа в зависимости от ее раз-
мера можно отнести к дробилкам и крупного, и среднего, и мелкого
дробления, т. е. к различным классам. Это, естественно, нарушает
основу классификации и снижает ее ценность.
ГЛАВА II
ИЗМЕЛЬЧИТЕЛИ РАСКАЛЫВАЮЩЕГО
И РАЗЛАМЫВАЮЩЕГО ДЕЙСТВИЯ
Измельчение или разрушение кусков материала раскалыванием
или разламыванием осуществляется действием на тело сосредоточен-
ных нагрузок. При этом возникают местные разрушающие напряже-
Рис. 17. Схемы измельчи-
телей раскалывающего и
разламывающего действия:
а — щековая дробилка; б — ко-
нусная дробилка; в — зубовал-
ковая дробилка.
ния, которые и вызывают деление тела на части. Раскалывание и раз-
ламывание по сравнению с простым раздавливанием требуют мень-
ших усилий для разрушения кусков материала, облегчают условия
работы ответственных деталей измельчителей, уменьшают выход
мелких фракций, дают продукт, более однородный по гранулометри-
ческому составу, и требуют меньших затрат энергии на единицу из-
мельчаемого материала.
Измельчители раскалывающего и разламывающего действия ока-
зались особенно эффективными при крупном и среднем измельчении,
а также при получении кускового материала с минимальным выходом
мелочи.
К измельчителям:, работающим на принципе раскалывания и раз-
ламывания (рис. 17), относятся щековые, конусные и зубовалковые
дробилки.
ЩЕКОВЫЕ ДРОБИЛКИ
Рабочими элементами щековых дробилок являются две щеки
(рис. 18): неподвижная 1 и качающаяся 2. Щеки образуют пасть. Ма-
териал поступает в пасть сверху. При сближении щек куски матери-
42
ала разрушаются, а при расхождении измельченный материал высы-
пается через нижнюю щель пасти.
Подвижную щеку подвешивают на оси за верхний конецДкак
показано на рис. 18, а, б, в и е, либо за нижний — рис. 18, г~и д.
При верхнем подвесе наибольший размах совершает нижний ко-
нец подвижной щеки. Ширина щели в процессе работы дробилки
изменяется. Гранулометрический состав выходящего через этуГщель
измельченного материала различен.
Рис. 18. Варианты подвеса и привода подвижной щеки:
а — верхний подвес и вертикальный шатун; б — верхний подвес на эксцентриковом валу;
в — верхний подвес и горизонтальный шатун; г — нижний подвес и вертикальный шатун;
* — нижний подвес и горизонтальный шатун; е — верхний подвес двусторонней щеки и вер-
тикальный шатун; е — эксцентриситет.
При нижнем подвесе наибольшее качание совершает верхний ко-
нец подвижной щеки. Нижний конец щеки зафиксирован осью, по-
этому ширина выходной щели остается постоянной. Это позволяет
получать продукт с более однородным гранулометрическим составом.
Однако в результате постоянства ширины выходной щели создаются
застойные зоны в нижней части пасти дробилки. Это затрудняет
выход измельченного материала, снижает производительность и
повышает расход энергии на единицу готового продукта. Поэтому
щековые дробилки с нижней опорой подвижной щеки изготовляют
небольшой производительности и применяют в основном для иссле-
довательских целей.
Наиболее широкое распространение получили щековые дробилки
с вариантами подвеса и приводами подвижной щеки, показанными
на рис. 18, а и б.
На рис. 19 представлена щековая дробилка с верхним подвесом
и простым качанием подвижной щеки (см. схему рис. 18, а), передняя
стенка щековой дробилки условно снята.
Дробилка состоит из литой или сварной станины 2, броневых
плит 2, подвижной щеки 4, подвешенной на оси 5, маховика 6,
43
шатуна 8, установленного на эксцентриковом валу 7, винта 9 для подъ-
ема клина 10, нажимных плит 12 и тяги 13, обеспечивающей контакт
между подвижной щекой, нажимными плитами, шатуном и упорным
клином 11. Зоной измельчения является пасть, образованная перед-
ней торцевой и боковыми стенками станины и подвижной щекой.
Для уменьшения износа станины и подвижной щеки, а также для
измельчения материала на рабочие поверхности устанавливают бро-
невые плиты 2 и клинья 3. Плиты и клинья изготовляют из износо-
стойкой стали или закаленного чугуна.
Наибольшему износу подвергается нижняя часть зоны измельче-
ния плиты. Для увеличения срока службы эти плиты изготовляют
Рис. 19. Щековая дробилка
с верхним подвесом и про-
стым качанием щеки:
1 — станина; 2 — броневые
плиты; 3 — распорные клинья;
4 — подвижная щека; 5 — ось
качашГя щеки; 6 — маховик;
7 — эксцентриковый вал; 8 —
шатун; 9 — подъемный винт;
10 — подвижной клин; и —
упорный клин; 12 — нажимные
плиты; 13 — тяга.
таким образом, чтобы по мере износа нижней части плиты ее можно
было перевернуть верхним концом вниз. Сечение рабочих плоскостей
этих плит изготовляют с продольными выступами треугольной формы.
Процесс разрушения материала происходит в период движения
подвижной щеки в направлении неподвижной. При обратном ходе
измельченный материал высыпается через нижнюю щель.
Крупность получаемого материала регулируют, изменяя ширину
выходной щели с помощью специальных клиньев 10, 11 и винта 9,
либо заменяя одну из нажимных плит 12. Чтобы избежать поломки
сложных и дорогостоящих деталей машины при случайном попада-
нии в нее посторонних предметов (куски рельс, кувалды и т. п.),
предусматривают преднамеренный выход из строя простейших дета-
лей. В щековой дробилке такой деталью является одна из нажимных
плит (рис. 20), которая при перегрузке ломается, либо, если плита
клепаная, срезаются заклепки. Плиты с клепками предпочтительнее,
так как после поломки их можно использовать повторно.
На рис. 21 показана щековая дробилка с верхним подвесом щеки.
Верхний ее конец посажен непосредственно на эксцентрик привод-
ного вала, нижний опирается на нажимную плиту 12и подтягивается
к ней тягой 10 через пружину 9. При такой схеме установки щеки
верхний ее конец совершает круговое движение, а нижний — по
44
получила название дро-
Рис. 20. Нажимные плиты:
а — ослабленная; б — со срезом
заклепок; в — с ослабленными
планками.
дуге радиуса, равного длине нажимной плиты. Суммарное движение
щеки является сложным, поэтому дробилка
билки со сложным качанием щеки.
В то время как верхняя часть щеки
движется в направлении неподвижной
щеки и разрушает крупные куски мате-
риала, ее нижняя часть отходит от непо-
движной щеки, освобождая выход измель-
ченному материалу, и, наоборот, когда
верхняя часть отходит от неподвижной
щеки и измельченный материал опус-
кается вниз, нижняя часть приближается
к неподвижной щеке и дополнительно раз-
рушает материал.
В щековой дробилке с простым кача-
нием щеки (см. рис. 19) на один рабочий
ход приходится один холостой. Это создает неравномерность ра-
боты дробилки и ее привода. Подвижная щека, а следовательно,
все детали дробилки нагружены только во время движения
Рис. 21. Щековая дробилка с верхним подвесом подвижной щеки на эксцен-
триковом валу (разрез):
I станина; 2 — броневые плиты; 3 — распорные клинья; 4 — подвижная щека; 5 — эксцен-
триковый вал; 6 — маховик; ч — подъемный винт; 8 — подвижной клин; 9 — натяжная
пружина; 10— тяга; 11 — упорный клин; 12—нажимная плита.
подвижной щеки к неподвижной, т. е. когда идет разрушение
измельчаемого материала. При возвратном движении щека никакой
нагрузки не несет. Таким образом, подвижная щека имеет рабочий
и холостой ходы. Холостой ход подвижной щеки уменьшает рабочее
45
время дробилки почти в два раза, и чтобы выравнить нагрузку на
двигатель и на рабочие части машины, необходимо установить на
приводном валу массивный маховик. Маховик аккумулирует энер-
гию во время холостого хода щеки и отдает ее во время рабочего.
Это смягчает неравномерность нагрузки на двигатель и детали, но
не устраняет основного недостатка машины — холостого хода щеки.
Были предприняты попытки создать щековую дробилку без
холостого хода щеки (см. рис. 18, с), но такие машины оказались
громоздкими и в технике измельчения не получили распространения.
В щековой дробилке со сложным качанием щеки холостой ход
отсутствует. При отходе верхней части щеки работает нижняя, а при
отходе нижней — работает верхняя. Это уменьшает неравномер-
ность работы дробилки и ее привода. Так как подвижная щека дви-
жется не только в направлении неподвижной щеки, но и вдоль соб-
ственной оси, то к прямому раскалывающему действию выступов
броневых плит добавляется разрезающее. Это облегчает процесс
разрушения материала, но увеличивает износ плит.
Существенным недостатком этих дробилок является то, что уси-
лия дробления передаются непосредственно эксцентрику приводного
вала. Это затрудняет создание дробилок больших размеров и при-
менение их для крупного дробления.
В табл. 2 приводится техническая характеристика выпускаемых
в СССР щековых дробилок с простым и сложным качанием подвижной
щеки.
Технологический расчет
При заданной производительности G, т/ч, начальной крупности кусков dH,
конечной крупности dK и насыпной плотности рн должны быть определены:
угол захвата а; число качаний подвижной щеки и частота вращения приводного
вала п; зависимость конечной крупности материала от исходной, размеров пасти
и производительности дробилки; мощность, потребляемая дробилкой.
Угол захвата. Угол между щеками дробилки — весьма важный параметр.
В щековых дробилках материал измельчается в результате сжатия его сбли-
жающимися., щеками, как показано на рис. 22.
На кусок материала, зажатый между двумя щеками, действует выталки-
вающая сила R, которая представляет собой равнодействующую сжимающих (Р)
7? =2Р sin (а/2) (ПЛ)
^Удерживающих (N) сил, которые являются проекциями сил трения Т на ось,
параллельную направлению силы R
cos (а/2) (П,2)
Масса куска по сравнению с другими силами мала, и ею можно пренебречь.
Сила трения
T = Pf (11,3)
коэФфициент трения материала куска о поверхность щек (значения этого
коэффициента для различных сухих материалов приведены в Приложении 4).
Следует иметь в виду, что коэффициент f для данного материала меняется
в зависимости от состояний поверхности, которая в производственных условиях
может быть сухой, мокрой или обледенелой.
47
Подставив (11,3) в (11,2), получим
N = Pf cos (ct/2)
Куски материала останутся в пасти дробилки, если
2N^R
или
откуда
2Pf cos (а/2)^2Р sin (ct/2)
/^stg (cc/2)
(П4)
(П,5)
(11,6)
Коэффициент трения f часто выражают через угол трения <р, т. е. f = tg <р.
Тогда
tgcp^stg (а/2)
2ф^а
(П-7)
захвата а дробилки должен быть меньше удвоенного
Следовательно, угол
угла трепля.
Рис. 24..
Схемы к определению параметров щековой дробилки: угла захвата
(рис. 22); числа качаний подвижной щеки и частоты вращения
приводного вала (рис. 23); геометрических размеров и производи-
тельности (рис. 24).
Если а будет больше удвоенного угла трения, то куски материала при
сжатии щеками будут выбрасываться из пасти дробилки без разрушения, но
также возникает опасность для обслуживающего персонала и близко располо-
женного оборудования.
Если а будет намного меньше удвоенного угла трения, снизится степень
измельчения материала, которую можно получить на щековой дробилке.
Угол трения определяется опытным путем; для большинства руд его прини-
мают равным 15—25°.
Число качаний подвижной щеки и частота вращения приводного вала.
При качании щеки ее нижний конец фиксирует два крайних положения 1 и 2.
Размах качания щеки равен S (рис. 23). При движении щеки из положения 2
в положение 1 происходит сжатие и дробление материала, а при движении
в обратном направлении материал высыпается из пасти щеки под действием
собственной массы.
За один размах щеки из пасти может свободно высыпаться объем руды,
приблизительно соответствующий заштрихованному контуру F. Для этого
48
нужно чтобы время отхода щеки из положения 1 в положение 2 равнялось вре-
мени высыпания из дробилки руды, объем которой соответствует заштрихован-
ному контуру высотой h.
Если подвижная щека совершает z полных Качаний в минуту, то время от-
хода ее из точки 1 в точку 2 будет равно тг = ЗО/z с, с другой стороны, время,
в течение которого из дробилки высыпается последняя верхняя частица объема
заштрихованного контура, будет равно
т| = 2&/£
Но по условию Tj = т2, следовательно
2fc/g = 302/z2 или z2 = 302g/2/i
Угол захвата а при движении щеки изменяется мало. Учитывая характер
решаемой задачи, можно определить значение h из выражения
/i = 5/tg а
Тогда, очевидно
z2 = 302g tg сс/25
или _____
z = 66,5/tga/5 (П,8)
Размах качания щеки 5 обычно принимают от 0,005 до 0,03 м; меньшее
значение для малых дробилок, большее — для больших.
При выборе S необходимо учитывать следующее. Конечная крупность из-
мельчаемого материала обычно определяется максимальным размером кусков.
Из пасти дробилки могут высыпаться куски размером от е (минимальная ширина
щели) до е + s (максимальная ширина щели). Если принять е = dK, то содер-
жание в продукте кусков, размер которых больше чем <2К, будет завышено,
а если принять dK = е + s, то в продукте будет больше кусков размером менее dK.
Для получения более однородного продукта нужно, чтобы s было минимальным
по отношению к dK. Этими соображениями и руководствуются при выборе s
в указанных выше пределах.
Пользуясь выражением (П.8), а также схемой привода щеки, определяют
частоту вращения приводного вала. Для шарнирно-рычажного привода число
полных качаний подвижной щеки совпадает с частотой вращения приводного
вала, т.’ е. п = z с-1.
- Связь между начальной и конечной крупностью материала, размерами
пасти и производительностью дробилки. Ширину выходной щеки е принимают,
как указывалось выше, равной или dK или — s (с учетом сделанных выше за-
мечаний относительно крупности продукта).
Степень измельчения в щековой дробилке выбирают в пределах от 3 до 5,
т. е.
dK/dK = i =3 — 5
Ширину пасти дробилки А (рис. 24) обычно принимают на 15—20% больше
размера максимальных кусков, содержащихся в исходном материале:
4 = (1,15—1,2) dH (П,9)
Это необходимо для свободного входа кусков материала в пасть дробилки.
Высота передней стенки дробилки определяется по формуле
Н= (4«~.e>)/tg а (11,10)
Длина пасти дробилки. Производительность дробилки определяют из сле-
дующего условия: при каждом полном качании подвижной щеки из пасти
4 Заказ 1080 49
Дробилки должен высыпаться объем измельченного материала, равный площади
заштрихованного контура, умноженной на длину дробилки, т. е.
Но h = s/tg а, а сумму е + s + е можно принять равной 2dK.
Тогда
V = C/к (s/tg a) L
При числе качаний подвижной щеки в минуту, равном z, часовую объемную
производительность находят по формуле
V4=pvz.6O (П,И)
По опытным данным коэффициент разрыхления р, колеблется в пределах
0,4—0,6. Он учитывает неполноту заполнения материалом заштрихованного
объема дробилки. Если в формулу (11.11) ввести рн, то получим производитель-
ность дробилки (в т/ч)
60iipHzLsfZK
G= tg а - (П.12)
В этой формуле приняты следующие размерности входящих в нее величин:
G — т/ч; dK, s, L — м; рн — т/м3.
Из выражения (11.12) можно определить длину пасти дробилки (в м)
G tg а
60ppHzsc?K
Длина пасти дробилки должна быть больше размера наибольших кусков
исходного сырья dH. Эту длину можно выразить через размер начальных кусков
L — mdK-\- (0,15—0,2) dH
Здесь т — 1, 2, 3, ... и т. д. показывает, что L должна быть кратной dH;
добавка (0,15 — 0,2) с?н псзволяет обеспечить свободный вход кусков в пасть
дробилки.
Формулы (П,9), (11,10) и (11,12) объединяют исходную и конечную круп-
ность измельчаемого материала, геометрические размеры пасти и производи-
тельность дробилки. Используя эти формулы, можно решать различнее техно-
логические задачи, связанные с подбором и эксплуатацией щековых дробилок,
а также с их конструированием. Иногда для определения производительности
щековых дробилок пользуются эмпирическими формулами.
Н. И. Товстолужский рекомендует формулу
12>3 Lna
2.9<?р</н21 + 2 т
(11,13)
где А — ширина, м; L — длина пасти дробилки, м; а = е + s — полная ширина
разгрузочной щели, м; — диаметр наибольшего загружаемого куска, опре-
деляемый как среднеарифметическое значение толщины и ширины куска, м;
s = 0,75 А — ход подвижной щеки на глубине камеры дробления, соответству-
ющей ее ширине; т — показатель степени для дробилок со сложным качанием
равен 2 л для дробилок с простым качанием равен 1,5.
В некоторых учебниках и справочниках дается более упрощенная формула
для расчета производительности (в т/ч):
G=0,05AL (е-Н) (11,14)
где L — длина дробилки, см; е 4- s — наибольшая ширина выходной щеки, см.
Бп
Зависимость коэффициента к от длины пасти приведена ниже:
L, мм к L, мм к
400 1,1 1200 1.5
600 1,2 1500 1,6
900 1,3 2100 1,9
Физически коэффициент 0,05 к можно представить как производительность щеко-
вой дробилки, отнесенную к 1 см2 выходной щели.
Выксунский завод для определения производительности (в м3/ч) дробилки
размером пасти 400 X 600 мм рекомендует
более простую формулу:
V = ke (11.15)
где к — коэффициент, зависящий от проч-
ности измельчаемого материала; при из-
мельчении мягких пород к — 0,2, пород
средней твердости к = 0,25 и весьма
твердых (ор = 245-106 Н/м2) — к = 0,2.
Эти формулы просты, однако надо от-
давать предпочтение тем из них. в кото-
рых связы вается наибольшее число пара-
метров, характеризующих дробилку и из-
мельчаемый материал. Используемые Вы-
ксунским заводом в формуле значения
коэффициента к показывают, что произво-
дительность щековой дробилки не зависит
от прочности материала: для мягких и
весьма твердых пород значения к одина-
Ширина пасти дробилки. Р, мм
Рис. 25. График зависимости об-
щего к. п. д. щековой дробилки
со сложным качанием щеки от
ширины ее пасти.
ковы.
Потребляемая мощность. При рас-
смотрении способов и теоретических основ
измельчения главной задачей являлось ус-
тановление связи между характеристикой
измельчаемого материала и затратами
энергии на его измельчение; задача эта для аналитического решения оказа-
лась крайне трудной.
Для абсолютно упругих и приближающихся к ним материалов постоянного
технологического состава при измельчении раздавливанием были получены
формулы-*^ 1,59) и (1,60).
Для щековых дробилок с верхним подвесом подвижной щеки к. п. д. со-
ставляет 0,32—0,35, а для дробилок со сложным качанием щеки этот коэффи-
циент колеблется в пределах от 0,02 для самых малых до 0;38 для самых больших.
Изменение к. п. д. в зависимости от ширины пасти дробилки показано на рис. 25.
Меньшее значение коэффициента относится к малым дробилкам, а большее —
к большим.
Резкие изменения к. п. д. в зависимости от размера дробилки объясняются
тем, что удельная масса потерь в общем расходе энергии резко возрастает с умень-
шением размеров дробилки. Поэтому возрастает и расход на единицу измель-
ченного материала. Для дробилок со сложным качанием щеки промышленных
размеров к. п. д. лежит в тех же пределах, что и для дробилок с верхним под-
весом подвижной щеки.
Из других известных формул, предложенных для определения мощности
электродвигателя щековой дробилки, укажем на следующие.
Д. И. Беренов рекомендует эмпирическую формулу для дробилок с про-
стым качанием щеки
N=cAB (11,16)
где с — коэффициент, зависящий от размера загрузочного отверстия; А и В —
ширина и длина загрузочного отверстия дробилки, см; N — мощность, кВт.
51
Для дробилок с отверстиями размером меньше чем 250 X 400 коэЛЛипирнт
с = 1/60; от 250 X 400 до 900 X 1200 с = 1/100, а более чем 900 х 1200
с = 1/120.
В. А. Олевский рекомендует определять среднюю потребляемую мощность
(в кВт) для дробилок с простым качанием щеки по формуле
No = M,lmBHsn (1117)
где т — конструктивный коэффициент (для дробилок Уралмашзавода т =
= 0,56—0,6); В — длина пасти, м; Н — высота неподвижной щеки, м; <? — ход
щеки, м.
Для дробилок со сложным качанием щеки потребляемую мощность (в кВт)
определяют по формуле:
No—12BHrn (11,18)
где г — эксцентрик вала, м.
Установочная мощность двигателя должна быть на 50% больше расчетной.
Формулы (11,17) и (11,18) получены при удельном давлении на щеки q —
= 265-104 Н/м2 и механическом к. п. д. дробилки i] = 0.75.
Принципиальное отличие формул (1,59) и (1,60) от формул (11,16), (11,17)
и (11,18) состоит в том, что в первых формулах мощность представлена функцией
производительности дробилки и характеристики измельчаемого материала, а
в последних — мощность является функцией только параметров самой дробилки.
В формулу (11,16) совсем не входит характеристика измельчаемого мате-
риала, и потому ее практическое использование ограничено материалами средней
прочности.
В формулах (П,17) и (11,18) прочностные свойства измельчаемого материала
учитываются удельным давлением на щеки q, но определение этого давления
необходимо только в случае расчета прочности элементов дробилки. При техно-
логическом расчете дробилки для материалов средней прочности целесообразнее
пользоваться формулами (1,59) и (1.60) или формулой (11,16). Геометоическпе
размеры пасти дробилки могут быть определены на стадии технологического
расчета, как это показано выше.
КОНУСНЫЕ ДРОБИЛКИ
На рис. 26 представлены схемы основных типов конусных дро-
билок для крупного (а и б), среднего (в) и мелкого (г) дробления.
Рабочими элементами дробилок являются поверхности дв’аг входя-
щих друг в друга конусов. Внешний конус 1 неподвижно связан
со станиной дробилки, а внутренний 2 установлен на оси 3. В одних
конструкциях (б, в и г) нижний конец оси крепят эксцентрично в ста-
кане 4, при вращении ось описывает конус с вершиной в точке 0.
В других конструкциях (а) крепление оси осуществляется в соосных
подшипниках с эксцентриситетом относительно оси внешнего ко-
нуса 1.
При таком вращении внутренний конус дробилки в одной части
окружности приближается к неподвижному конусу, разрушая ма-
териал, а в другой, противоположной части окружности, удаляется
от неподвижного конуса. Измельченный материал при этом высы-
пается через расширившуюся выходную щель.
Таким образом, в отличие от щековых дробилок в конусных
дробилках процесс разрушения материала и удаления его из зоны
измельчения происходит непрерывно. За счет непрерывности и боль-
шей равномерности в работе производительность конусных дробилок
52
на единицу собственной массы выше, чем щековых. Конусные дро-
билки расходуют меньше энергии и не нуждаются в громоздком ма-
ховике. Однако это не значит, что во всех случаях необходимо отда-
вать предпочтение конусным дробилкам. При малых производи-
тельностях и большой крупности исходного сырья щековая дробилка
Рис. 26. Схемы основных
конусных дробилок:
а, б — для крупного дробле-
ния; в — среднего дробления;
г — мелкого дробления; 1 —
внешний конус; 2 — внутрен-
ний конус; 3 — ось; 4 — стакан.
может оказаться выгоднее конусной. Это связано с тем, что геомет-
рические размеры как щековой, так и конусной дробилки опреде-
ляются размерами кусков в исходном сырье. А геометрические раз-
меры дробилок определяют их производительность и мощность дви-
гателя.
Может оказаться, что для измельчения данных кусков сырья
потребуется крупногабаритная конусная дробилка, производитель-
ность которой превосходит требуемую. В этом случае она будет недо-
гружена и ее коэффициент полезного действия останется низким.
Следовательно, без экономического анализа схемы измельчения
нельзя однозначно выбирать необходимый тип дробилки.
Дробилки для крупного дробления
На рис. 27 показана конусная дробилка для крупного дробления
с выгрузкой измельченного материала через боковой лоток. Основ-
ными узлами дробилки являются станина, внешний конус, закре-
пленный на станине, траверса для подвески вала, внутренний конус
53
с валом и привод конуса. Внутри станины 21 расположен направля-
ющий стакан 23 с бронзовым вкладышем 3 и наклонный лоток 25
для выгрузки дробленого материала.
Рис. 27. Конусная дробилка для крупного дробления с выгрузкой материала
через боковой лоток:
1 — ведущий вал; 2 — ведущая шестерня; 3 — вкладыш; 4, 5 — нижний и верхний ряды
броневой футеровки внешнего конуса; 6 — вал внутреннего конуса; 7 — втулка;.8 — разъем-
ная гайка; 9 — опорная шайба; 10 — опорная втулка; 11 — опорное кольцо; 12— траверса;
13 — контргайка; 14 — гайка; 15 — внутренний конус; 16, 18 — верхнее и нижнее броне-
вые кольца внутреннего конуса; 17 — цинковая заливка; 19 — внешний конус; 20 — уплот-
няющие кольца; 21 — станина; 22 — эксцентриковый стакан; 23 — направляющий стакан;
24 — баббитовая заливка; 25 — лоток; 26 — опорное устройство эксцентрикового стакана;
27 — штуцер для подвода масла; 28 — ведомая шестерня; 29 — стакан.
Внешний конус 19, изнутри футерованный двумя рядами броне-
вых плит 4 и 5 из марганцовистой стали, с помощью нижнего фланца
и болтов крепится к станине. Траверса 12, или паук, опирается на
54
верхний фланец внешнего конуса и поддерживает вал внутреннего
конуса 6.
Последний укреплен на валу бис внешней стороны защищен верх-
ним и нижним броневыми кольцами 16 и 75, которые закрепляются
Рис. 28. Конусная дробилка для крупного дробления с центральной выгрузкой
дробленого материала:
1 — центральный вал; 2, 4 — эксцентриковый и направляющий стаканы; 3 — втулка; 5 —
станина; 6, 7 — защитный и внешний конуса; 8 — броневая футеровка; 9 — траверса; 10 —
броня траверсы; 11 — колпак; 12, 17 — гайка; 13 — опорный стакан; 14, 15 — опорные
втулки; 15 — сменная втулка; 16 — опорное кольцо; 18 — броня внутреннего конуса;
19 — внутренний конус; 20 — уплотняющая шайба; 21, 24 — ведомая и ведущая шестерни;
22 — ведущий вал; 23 — стакан.
с помощью гайки 14 и контргайки 13. Верхний конец вала внут-
реннего конуса с помощью деталей 8—11 подвешивают к траверсе,
а нижний конец входит в эксцентриковый стакан 22 приводного
устройства.
55
Эксцентриковый стакан упирается на подпятник 26, состоящий
из верхней стальной шайбы, скрепленной со стаканом, бронзовой
шайбы, нижней стальной шайбы и сферической опорной шайбы.
На нижнем конце эксцентрикового стакана укреплена коническая
Рис. 29. Конусная дробилка для крупного дробления с центральной неподвиж-
ной осью:
1 — крышка; 2 — центральная ось; 3, 15 — ведомая и ведущая шестерни; 4 — эксцентрико-
вая втулка; 5 — станина; 6, 11 — внешний и внутренний конусы; 7 — броня внешнего ко-
нуса; 8 —траверса; 9 — броня траверсы; 10 — колпак; 12 — броня внутреннего конуса;
13 — стакан; 14 — ведущий вал.
шестерня 28, которая вместе со стаканом приводится во вращение
с помощью ведущей шестерни 2 и вала.
Для защиты трущейся пары (вал — эксцентриковый стакан)
от попадания в нее пыли устанавливают уплотняющие кольца 20.
Измельчаемый материал поступает в пространство между внеш-
ним и внутренним конусами, измельчается и выводится через на-
клонный лоток.
Защитные кольца внутреннего и внешнего конусов являются
сменными, и их по мере износа заменяют.
«.к
Крупность дробленого материала определяется шириной выход-
ной щели, которую можно менять, перемещая внутренний конус
в вертикальном направлении с помощью гайки 8. При подъеме ко-
нуса ширина уменьшается, при опускании увеличивается.
На рис. 28 показана конусная дробилка для крупного дробления
с центральной выгрузкой или вертикальным сбросом дробленого
материала, который выводится через шахту, расположенную в фун-
даменте под дробилкой. Приводная пара шестерен этой дробилки
расположена на верхней части эксцентрикового стакана, и сам стакан
имеет верхнюю опору. Такие дробилки удобнее в монтаже, эксплу-
атации и ремонте. Поскольку установку эксцентрикового стакана
производят сверху, при измельчении влажных или глинистых мате-
риалов уменьшается опасность забивания дробилки.
Амплитуда качания нижних точек внутреннего конуса рассмот-
ренных дробилок больше, чем верхних. Такое движение конуса
не создает деформацию куска материала, при которой он разру-
шается. Чем крупнее разрушаемые куски, тем больше должна быть
абсолютная величина их деформации и, наоборот, с уменьшением
размера кусков деформация должна быть меньше. Величину дефор-
мации в конусной дробилке определяют размахом качания конуса,
а этот размах минимален там, где разрушаются наиболее крупные
куски, и максимален, где куски имеют уже минимальный размер,
т. е. у выходной щели. Это увеличивает разброс в гранулометриче-
ском составе дробленого материала.
Различие между размахом качаний нижних и верхних точек ко-
нуса сведено к нулю у эксцентриковой дробилки, показанной на
рис. 29. Дробилка отличается от описанных выше устройством
Таблица 3. Техническая характеристика конусных дробилок
для крупного дробления с подвешенным валом
Типоразмер, мм Ширина загрузочного отверстия, мм Ширина разгрузочной щели, мм Производитель- ность, ** т/ч Частота качаний конуса, мин-1 Установочная мощ- ность электродвигате- ля, кВт Габаритные размеры, мм Масса дробилки (по рис. 27) с нижней разгрузкой материала, т Число приводных электродвигателей, шт.
длина ширина высота
В-500 500 75 250 140 130 3 400 2500 4300 39,1 1
В-900 900 160 780 125 260—280 7 000 4100 6400 139,0 1
В-1200 1200 180 1400 100 .400—430 8 900 4600 7300 204,4 1
В-1500/300 1500 300 3750 82 400—430 15 000 6400 8600 606,4 2
В-1500/180 1500 180 2000 80 310—350 14 600 6100 8600 413,0 2
В-900/100 ♦ 900 100 1000 НО 400—430 9 400 4500 8600 260,0 1
* Дробилка с гидравлическим регулированием ширины разгрузочной щели.
Для материалов средней твердости (насыпная плотность 2,5 т/м3).
57
Таблица 4. Техническая характеристика конусных дробилок
для крупного дробления с подвешенным валом
Ширина загрузоч- ного отверстия, мм Ширина разгрузоч- ной щели, мм Производи- тельность *, мэ/ч Частота вращения приводного вала, мин-1 Установочная мощность электро- двигателя, кВт Основные размеры, мм Ориентировочная масса дробилки, т
длина 1 ширина высота
60 9—13 0,45—0,67 700 3 500 500 500 0,3
150 20—40 10—25 450 20 3230 1580 2560 15,0
325 50-90 60—115 375 55 3500 1930 3250 20,0
. 400 60—105 85—150 350 74 4220 2240 3510 28,0
500 70—125 100-240 330 92 4560 2540 4230 42*0
750 100—175 190—450 325 130 5200 3200 5130 80,0
900 110—190 280—550 300 170 6100 4090 5700 115,0
1200 140—225 350—850 250 225 5700- 4900 6800 230,0
1500 160—250 550—1300 250 400 7300 5900 8500 500,0
* Для материалов средней твердости (насыпная плотность 1,6 т/м3).
привода внутреннего конуса 11. Последний свободно посажен на экс-
центриковый стакан 4, который также свободно вращается на цент-
ральной оси 2, концы которой заделаны в станину 5 и траверсу 8.
На нижнем конце стакана закреплена ведомая шестерня 3.
Все точки внутреннего конуса имеют постоянный эксцентриситет
вращения или постоянную амплитуду качания, что обеспечивает
получение более однородного по гранулометрическому составу про-
дукта. Сама дробилка по сравнению с другими с такой же шириной
загрузочной пасти имеет меньший размер по высоте.
В табл. 3 и 4 приводится техническая характеристика конусных
дробилок для крупного дробления материала. Достигаемая в этих
дробилках степень измельчения колеблется от 3 до 6.
Технологический расчет
Исходные данные, а также расчетные характеристики принимаются та-
кими же, что и в технологическом расчете щековых дробилок.
Угол захвата. Под углом захвата конусной дробилки понимается угол между
образующими внутреннего и внешнего конусов дробилки при наибольшем их
сближении (рис. 30). Зависимость между силами, действующими на кусок в ко-
нусной дробилке, такая же, как и для щековой дробилки. Поэтому здесь нет
необходимости повторять предыдущие выводы.
Для конусных дробилок угол захвата также должен быть менее двух углов
трения, т. е. а --С 2ср. В этом легко убедиться, произведя соответствующие вы-
кладки (см. рис. 30).
Число круговых качаний дробилки, или частота вращения центрального
вала (рис. 31). Внутренний конус дробилки приводится в возвратно-поступатель-
ное движение с помощью вала Ог — О2, описывающего цилиндрическую или ко-
ническую поверхность (рис. 26, а, б) с радиусом в плоскости нижнего обреза
конусов дробилки г и амплитудой возвратно-поступательного движения конуса
58
s — 2г. При движении внутреннего конуса из положения 2 в положение 1 нахо-
дящийся в пасти дробилки материал сжимается и разрушается. При обратном
движении конуса измельченный материал под действием собственной массы
высыпается из зоны измельчения. Число круговых качаний внутреннего конуса
дробилки должно быть таким, чтобы при отходе конуса из положения 1 в поло-
жение 2 из пасти мог свободно высыпаться материал объемом, соответствующим
заштрихованному контуру. Это условие выполнимо только в том случае, если
время отхода конуса дробилки из
точки 1 в точку 2 будет равно вре- р»
мени, в течение которого из дро-
билки высыпается последняя верх-
няя частица объема заштрихован-
ного контура под действием собст-
венной массы с высоты h.
Рис. 30. Схема к определению угла захвата конусной дробилки для крупного
дробления.
Рис. 31. Схема к определению скорости вращения внутреннего конуса дро-
билки для крупного дробления.
Если частота вращения оси Ог — О2 п об/мин, тс время (в с) отхода конуса
из точки 1 в точку 2
т1 = з0/п
а время (в с) опускания верхней частицы контура с высоты h
По условию тх = т2 и, следовательно
2A/g = 900/n2
откуда
n=30/g/2b (11,19)
Из рис. 31 видно, что
ft = si/tgai = s2/tga2 (11.20)
si + s2 = 2r = s, а аг4-а2 = а (угол захвата).
Из выражения (11,20):
si=(s2/tga2)/tgoci; s2 + (ss/tga2) tgai=s; s2 = s tg cc2/(tg 04—tg <х2)
Тогда
si = s [tga2/(tga1 + tga2)] (tg 04/tg <z2) = s tg oc1/(tg tXj -f-tg a2) (11,21
Следовательно, из выражений (11,20) и (11,21)
h = s/(tg 04 + tg <x2) = 2r/(tg + tg a2)
59
Подставив значение h в выражение (11.19), найдем частоту вращения осп
— О2, об/мин, или число качаний внутреннего конуса дробилки
п —4?K(tg 04 + tg a2)/r
(П.22)
Здесь г — эксцентриситет оси вращения нижнего обреза внутреннего ко-
нуса, м; 04 и а2 — угол, градусы.
Величину г принимают в пределах от 0,005 до 0,020 м. Она зависит от
модуля упругости измельчаемого материала или от той величины деформации
упругого материала, при которой в материале возникают разрушающие напря-
жения.
Обозначив эту деформацию через
Ы (рис. 32). можно записать, что
2r 2's Д/, т. е. амплитуда качания
внутреннего конуса дробилки должна
быть больше абсолютной величины
деформации тела, при которой оно
разрушается.
Рис. 32. Схема к выяснению величины амплитуды качания конуса.
Рис. 33. Схема к определению геометрических размеров дробилки для круп-
ного дробления.
Если для упругого материала известны предел прочности и модуль упру-
гости, то Д/ можно вычислить следующим образом. Модуль упругости Е = оР/е,
где е = AZ/Z — относительное сжатие разрушаемого тела, а I — высота тела.
Таким образом
Из этого выражения видно, что для измельчения данного материала (при
увеличении исходной крупности кусков Д/ растет) должно быть больше и зна-
чение г.
Для измельчения горных пород в зависимости от начального размера кус-
ков руды рекомендуются следующие значения г:
Начальный размер кусков
(/„, мм ...................До 150 150—300 300—500 500—800
Значение г, м............. 0,005 0,01 0,015 0,02
Значения углов 04 иа2 принимают из расчета, чтобы их сумма была меньше
величины угла захвата, т. е. 04 + а2 = а.
Производительность и размеры пасти конусной дробилки (рис. 33). К раз-
мерам пасти конусной дробилки относят диаметры верхней и нижней частей
конусов и их высоту.
Диаметры конусов. Диаметр нижней части внешнего конуса D2
связан с производительностью дробилки и определяется следующим образом.
За одно круговое качание внутреннего конуса из дробилки выйдет следу-
ющий объем дробленого материала:
v~nDcF
60
где v — объем дробленого материала, получаемого за одно полное круговое
качание внутреннего конуса; Dc — средний диаметр кольца с сечением F; F —
площадь сечения заштрихованного (выпадающего) контура (см. рис. 31).
Производительность дробилки (в м3/ч)
V = vn • 60 = 60л DcFn
Приняв во внимание насыпную плотность измельчаемого мате-
риала рн и коэффициент его разрыхления ц, представим массовую
производительность дробилки:
G = рУРн = б0лррн£)сГ?г
Поскольку
Dq = D^—(2г 4-е), a F —
___ 2 (e-^-r)h , , ,_____s
2 ~\е-г U tgax+tga2
то
С = б0л|лрн р2 — (2г 4-е)] (е4-г) х
s
X —-----—----п
tg
Учитывая характер решаемой за-
Рис. 34. График изменения об-
щего к. п. д. конусных дробилок
крупного дробления.
дачи, можно с достаточной степенью
точности принять 2r -j- е г -j- е л*
& dK, т. е. равным конечному раз-
меру измельчаемых кусков.
Тогда, очевидно
188,4црц (Д2"^к)
"" (tg^-f-tg^) • 103
(11,23)
Здесь р — коэффициент разрыхления материала, определяемый опытным
путем (значения р колеблются в пределах 0,4—0,7); рн — насыпная плотность
материала, кг/м3; £>2 — нижний диаметр наружного конуса дробилки, м: dK —
размер наибольшего куска дробленого материала, м; s = 2г — полный ход
внутреннего конуса в нижней его части, м; п — частота вращения внутреннего
конуса в минуту [определяется по формуле (11.22)]; а] и а2 — углы наклона
образующих внешнего и внутреннего конусов.
Из формулы (11,23) определим диаметр (в м) нижней части наружного конуса
п _ G (fe + tg a2) • 1Q3
2 ” 188,4ррнйк««
Диаметр нижней части внутреннего конуса
с?2 = — (2б 4* 2г)
или приближенно
d2 = Z>2
Диаметр верхней части наружного конуса
= t/xr 2,2dH
где dH — размер наибольших кусков в исходном сырье.
(П.24)
(П,25)
(11,26)
61
Диаметр верхней части внутреннего конуса определяют из отношения
(2^1 — 7)2)/2 tg oCj — (<Z2 di)/2 tg cx2
Таким образом
(Z>! — z>2) tg a2
di~d*~ tg(Xi
Высоту рабочей части дробилки рассчитывают по формуле
' H=(l)i tg с&1= (б^2 — ^i)/2 tg а2
(Н.27)
(11,28)
Потребляемая мощность. Мощность, потребляемую конусной дробилкой,
можно вычислить по формуле (1.60). Общий коэффициент полезного действия
конусных дробилок для крупного дробления изменяется в зависимости от произ-
водительности дробилки (точнее, от ее размеров). Чем крупнее дробилка, тем
она производительнее, тем выше общий механический к. п. д.
Изменение этого коэффициента в зависимости от ширины загрузочного
отверстия показано на рис. 34. Приведенные на графике к. п. д. вычислены
для дробилок, степень измельчения которых колеблется в пределах 3,5—4,5.
Повышение степени измельчения материала в одной дробилке приводит к сни-
жению к. п. д.
Следует отметить, что у крупногабаритных конусных дробилок к. п. д.
значительно выше щековых дробилок таких же размеров.
Иногда для предварительных расчетов мощности'(в кВт) используют эмпи-
рическую формулу
ЛГдвиг=85Р| (11,29)
где Z>2 — диаметр нижней части наружного конуса дробилки, м.
Формула дает результаты, близкие к каталожным данным.
Дробилки для среднего и мелкого
дробления
На рис. 35 приведена конусная дробилка для среднего дробления,
у которой в отличие от конусной дробилки для крупного дробления
внешний конус повернут широкой частью вниз, а у внутреннего ко-
нуса нижняя (широкая) часть значительно больше верхней. Сече-
ние зоны измельчения постепенно суживается книзу и резко откло-
няется от центральной оси дробилки. Вторым отличием дробилок
для среднего дробления является консольная посадка внутреннего
конуса 8 на центральный вал 13. Нижний конец этого вала входит
эксцентрично в эксцентриковый стакан 26 под некоторым углом к оси
стакана и при вращении заставляет внутренний конус совершать
вращательные и качательные движения, приближаясь к внешнему
конусу в одном месте и удаляясь от него в другом. Причем, когда
внутренний конус приближается к внешнему, идет процесс измель-
чения, а с противоположной стороны уже измельченный материал
выходит из зоны измельчения. Рабочие поверхности внутреннего
и внешнего конусов защищены съемными плитами 12 и 21 из стали
с высоким содержанием марганца.
Воспринимаемые внутренним конусом усилия при разрушении
материала передаются на опору 22 со сферическим бронзовым вкла-
дышем. Эта опора через направляющий стакан 1 связана со стани-
G2
ной 3. Эксцентриковый стакан 26 приводится в движение конической
ведомой шестерней 2 от шестерни 25, сидящей на горизонтальном
валу 24.
Рис. 35. Конусная дробилка для среднего дробления:
1 — направляющий стакан; 2 — ведомая шестерня; 3 — станина; 4 — натяжной болт;
5 — гайка; 6 — шайба; 7 — пружина; 8 — внутренний конус; 9 — винтовой домкрат;
10 — кожух; 11 — приемная воронка; 12 — защита внутреннего конуса; 13 — централь-
ный вал; 14 — фасонная гайка; 15 — загрузочная воронка; 16 — стержни с клиновым
креплением; 17 — приемная тарелка; 18 — цинковая заливка; 19 — установочное кольцо;
20 — внешний конус; 21 — защита внешнего конуса; 22 — сферическая опора; 23 — стакан;
24 — ведущий вал; 25 — ведущая шестерня; 26 — эксцентриковый стакан; 27 — опорная
пята эксцентрикового стакана.
Внешний конус 20 специальной резьбой удерживается в устано-
вочном кольце 19, которое притягивается к корпусу дробилки уст-
ройством, состоящим из болтов с гайками 4,5, шайбы 6 и пружины 7.
По окружности дробилки в зависимости от ее размера устанавли-
вается от 20 до 130 болтов с пружинами, прижимающими установоч-
ное кольцо к корпусу с силой 4000—6000 кН.
Крепление внешнего конуса с помощью пружин позволяет ис-
ключить возможную поломку машины в случае попадания в зону
63
дробления недробящихся тел. При попадании в зоны дробления
таких тел пружины сжимаются, внешний конус поднимается и твер-
дое тело проходит через зоны дробления, не причиняя машине вреда.
Крупность дробленого материала определяется шириной выход-
ной щели, которая может изменяться подъемом или Опусканием
внешнего конуса при повороте его с помощью винтового домкрата 9.
В табл. 5 приводится техническая характеристика конусных
дробилок для среднего дробления.
Таблица 5. Техническая характеристика конусных дробилок
для среднего дробления
Типоразмер, мм Диаметр основания внутреннего конуса, мм Ширина загрузочного отверстия, мм Пределы регулиро- вания ширины раз- грузочной щели, мм Производительность (для материалов с насыгш, плотностью 1,6 т/м3), т/ч Частота качаний внут- реннего конуса, мин-1 Установочная мощ- ность электродвига- теля, кВт Основные размеры, мм Масса дробилки, т
ширина длина высота
КСД-600Б 600 75 12—25 20—40 350 28,0 1700 1350 1600 3,7
КСД-900Б 900 115 15—50 48—86 325 55,0 3540 3540 2300 9,8
КСД-1200А 1200 115 8—25 50—135 260 75,0 2900 2400 3400 23,4
КСД-1200Б 1200 170 20—50 110—170 260 75,0 2900 2400 3400 23,4
КСД-1650Б 1650 250 25—60 340—585 230 130,0 3500 2800 4100 37,7
КСД-1750Б 1750 250 25—60 350—600 245 160,0 390 3000 4400 45,2
КСД-2100Б 2100 350 30—60 730- 1200 200 210,0 4300 3200 5000 61,8
КСД-2200А 2200 275 10—30 180—540 225 250—540 5100 3500 4800 75,3
КСД-2200Б 22Q0 350 30—60 800— 1300 224 250—280 5100 2500 5100 80,0
• 3000* 375 40—80 1000— 2000 185 260— 280 ** 5300 4000 7200 —
* Дробилка без пружин с гидравлической защитой и регулировкой разгрузочного
отверстия.
** Дробилка имеет два электродвигателя (указана мощность одного из них).
На рис. 36 представлена конусная дробилка для мелкого дробле-
ния материалов. От конусной дробилки для среднего дробления она
отличается формой и соотношением размеров внешнего и внутрен-
него конусов. Образующая внешнего конуса является прямой, тогда
как у дробилки среднего дробления она кривая. Расширение приемной
(верхней) части зоны измельчения обеспечивается скосами защит-
ных плит, а также уменьшением их толщины. В нижней части зоны
измельчения значительно увеличен участок с параллельными рабо-
чими поверхностями конусов, что позволяет выводить измельченный
материал, более однородный по размеру частиц. Привод центрального
вала, движение внутреннего конуса, крепление защитных плит,
64
изменение ширины выходной щели, прием исходного сырья осущест-
вляются так же, как у дробилок для среднего дробления.
В табл. 6 приводится техническая характеристика конусных
дробилок для мелкого дробления.
Рис. 36. Конусная дробилка для мелкого дробления:
1 — центральный вал; 2 — эксцентриковый стакан; 3 — направляющий стакан; 4 — веду-
щая шестерня; 5 — стакан ведущего вала; в — ведущий вал; 7 — внутренний конус; 8 —
защита внутреннего конуса; 9 — защита внешнего конуса; 10 — внешний конус; 11 — уста-
новочное кольцо; 12 — кожух; 13 — приемная воронка; 14 — приемная тарелка; 15 ~ за-
грузочная воронка; 16 — стержни с клиновьйи креплением; 17 — фасонная гайка; 18— вин-
товой домкрат; 19 —пружины; 20 —шайба; 21 —гайка; 22 — натяжные болты; 23 — ста-
нина; 24—сферическая опора; 25— ведомая шестерня; 26 — подпятник эксцентрикового
стакана.
В описанных конструкциях конусных дробилок для среднего
и мелкого дробления ширину выходной щели, а следовательно,
и крупность измельченного материала регулируют с помощью уста-
новочного кольца. Кольцо с винтовой нарезкой при повороте пере-
двигается в осевом направлении по внешнему конусу дробилки, при-
ближаясь или удаляясь от него, увеличивая или уменьшая зазор
5 Заказ 1080
65
Таблица 6. Техническая характеристика конусных дробилок
для мелкого дробления (короткоконусные)
Типоразмер, мм Диаметр основания дробящего конуса, мм Ширина загрузочного отверстия, мм Пределы регулирования разгрузочной щели, мм Частота качаний дробя- щего конуса, мин-1 Установочная мощность электродвигателя, кВт Производительность при дроблении в открытом цикле (для материалов средней твердости с на- сыпной плотностью 1,6 т/м3), т/ч Основные размеры, мм Масса дробилки, т
длина 1 ширина высота \
900 55—72 3-13 290 55 13—49 11,0
КМД-1200 1200 65 3—13 260 75 18—90 3000 2300 3400 23,5
КМД-1650 1650 100 5—15 230 130 90-280 3700 2800 4000 36,5
КМД-1750 1750 100 5—15 245 160 — 3900 3000 4400 45,4
КМД-2100 2100 120 5—15 200 210 155—450 4500 3300 4900 61,4
КМД-2200 * 2200 130 5-15 225 250— 280 — 5100 3500 4800 77,0
КМ Д-2200 ** 2200 130 5-15 180— 320 — 5100 4000 4900 107,9
— 2200 *** 130 5—15 240 210 340 4* 4200 3000 5100 58,8
-—- 3000 *** 130 5—15 217 185 270— 28б 175— 500 б* 5400 4000 7300 —
* Наибольшее усилие прижатия внешнего конуса 4000 кН.
** Наибольшее усилие прижатия внешнего конуса 6000 кН.
*** Дробилка без пружин с гидравлической защитой и регулированием разгрузоч-
ной щели.
4* При ширине разгрузочной щели 15 мм.
•* Дробилка имеет два электродвигателя (указана мощность одного).
между конусами (зона измельчения). В таком устройстве наиболее
уязвимой частью является нарезка, которая, забиваясь пылью,
быстро изнашивается, что затрудняет регулировку ширины щели
и ускоряет выход из строя ответственных деталей.
Другим существенным недостатком конструкции конусных дро-
билок для среднего и мелкого дробления является большое число
амортизирующих пружинных устройств и ограниченность величины
сжатия пружин или отхода внешнего конуса от внутреннего.
При попадании в зону измельчения крупных недробящихся тел
пружины могут сжаться до предела, и все же это тело не пройдет
через образовавшуюся щель. Дробилка заклинивается и забивается.
Чтобы после заклинивания привести дробилку снова в рабочее со-
стояние, требуется поднять внешний конус, а в некоторых случаях
еще и ослабить пружины, чтобы неразрушенный предмет вынуть или
пропустить через зону измельчения. Если учесть при этом, что резь-
бовое соединение забивается пылью, а число амортизирующих пру-
жинных устройств в зависимости от размера дробилки составляет
от 20 до 130 шт., то «расклинивание» дробилки является нелегкой
и продолжительной операцией.
66
В крупных конусных дробилках для среднего и мелкого измель-
чения используют гидравлическую .амортизацию и регулирование
ширины выходной щели, схематическое устройство которой показано
на рис. 37.
Центральный вал 6 опирается на плунжер 2, цилиндр 1 которого
заполнен маслом и соединен маслопроводом с газовым аккумулято-
ром 10, насосом 13 и сборником масла 12.
Регулирование выходной щели у таких дробилок осуществляется
подъемом иди опусканием внутреннего конуса при нагнетании в ци-
линдр 1 или выпуске из него масла. Амортизация осуществляется
с помощью включенного в систему газового аккумулятора 10.
Рис. 37. Схема -гидравличе-
ской амортизации и регули-
ровки разгрузочной щели ко-
нусных дробилок:
1 — цилиндр; 2 — плунжер; 3 —
ведомая шестерня; 4 — эксцентри-
ковый стакан; 5 — станина; 6 —-
вал; 7 — внутренний конус; 8 —
внешний конус; 9 — ведущая ше-
стерня; 10 — аккумулятор; 11 —
предохранительный клапан; 12 —
резервуар масла; 13 — насос.
Во время работы дробилки внутренний конус удерживается в за-
данном положении гидравлической системой и газовым аккумулято-
ром. При попадании в зону измельчения недробящегося тела конус 7
опускается, нажимая на плунжер 2, который будет передавливать
масло из цилиндра 1 в газовый аккумулятор 10 до тех пор, пока ме-
жду внешним и внутренним конусами не образуется щель, по ши-
рине достаточная для прохождения недробящегося тела.
Под действием поступающего в аккумулятор 10 масла находящий-
ся в нем газ сжимается. Как только измельчитель освободится от
недробящегося тела, сжатый газ снова передавит масло из аккуму-
лятора в цилиндр 1, плунжер 2 поднимется и конус 7 займет прежнее
положение.
На рис. 38 показан разрез конусной дробилки для среднего
дробления с амортизацией и регулированием разгрузочной щели
гидравлическим способом.
Эти дробилки отличаются от описанных выше устройствами для
амортизации и регулирования выходной щели. Внутренний конус 6
укрепляется на подвесном цилиндре 10, а последний упором 8 опи-
рается на пяту 9. Она связана со штоком 14 и поршнем 16. В крышке
17 цилиндра 15 предусмотрен штуцер, через который в цилиндр по-
дается или из него отводится масло. При подаче в цилиндр масла
5*
67
поршень поднимается и через шток поднимает внутренний конус.
При этом размер выходной щели дробилки уменьшается. Расширение
щели производится за счет отвода масла из цилиндра.
Рис. 38. Конусная дробилка с гидравлической амортизацией и гидравлической
регулировкой разгрузочной. щели:
1 — стакан ведущего вала; 2 — станина; з — внешний конус; 4 — защита внешнего конуса;
5 — приемная воронка; в — внутренний конус; 7 — защита внутреннего конуса; 8 — верх-
ний упор конуса; 9 — опорная пята; 10 — подвесной цилиндр конуса; 11 — эксцентриковый
стакан; 12 — полая ось вращения конуса; 13 — ведомая шестерня; 14 — шток; 15 — ци-
линдр; 16 — поршень; 17 — крышка цилиндра; 18 — ведущая шестерня; 19 — ведущий
вал.
Технологический расчет
По технологическому расчету определяют следующие параметры: угол
захвата а, число круговых качаний внутреннего конуса, размеры дробилки
и потребляемую ею мощность.
68
Угол захвата. Под углом захвата (а) у конусных дробилок для среднего
и мелкого дробления принимают угол между образующими внутреннего и внеш-
него конусов со стороны входа материала. Наибольший угол захвата должен
быть таким, чтобы сжимаемые куски не выбрасывались вверх, иначе материал
не будет захватываться и измельчаться.
Рис. 40. Схема к определению скорости вращения внутреннего конуса дробилок
среднего и мелкого дробления.
Рис. 39. Схема к определению угла захвата у конусных дробилок среднего
и мелкого дробления.
Рис. 41. Схема движения
частицы материала по вну-
треннему конусу.
Рассматривая условия равновесия сил, действующих на тело, зажатое
между конусами (рис. 39), пришли к выводу, что угол захвата а не может быть
больше двух углов трения (а 2ф).
Число круговых качаний внутреннего конуса дробилки или число оборотов
эксцентрикового стакана. При рассмотрении щековых и конусных дробилок
для крупного дробления указывалось, что гранулометрический состав дробле-
ного материала различен. Размеры кусков колеблются от е до е + s, где s =
— 2г — амплитуда качания конуса (см. рис. 31).
-Такие отклонения не существенны при крупном
дроблении, однако при среднем и особенно при
мелком дроблении приходится принимать меры
для их устранения. Например, в конусных дро-
билках для среднего и мелкого дробления пред-
усматривают параллельную зону в нижней части
конусов, имеющую длину I. Размеры этой зоны
зависят от частоты вращения эксцентрикового
стакана (или качания конуса) (рис. 40).
После раздавливания материала конус отхо-
дит в противоположном направлении, а измель-
ченный материал по наклонной плоскости (ко-
нусу) продвигается к выходу, освобождая место
более крупным частицам. Задача состоит в том,
чтобы обеспечить разрушение вступившей в параллельную зону частицы. Для
этого необходимо, чтобы время движения частицы по параллельной зоне было
больше времени одного качания внутреннего конуса. Только в этом случае
конус раздавит частицу и из дробилки будут выходить куски размерами меньше,
чем ширина щели е пли е + dK.
Рассмотрим движение частицы по наклонному конусу (рис. 41), где частица
будет находиться под действием двух сил: силы тяжести q и силы трения Т.
Силу тяжести можно разложить на нормальную N — q cos у и тангенциальную
скатывающую S — q sin у.
69
Сила трения Т = Nf = q f cosy. Чтобы частицы двигались по наклонной
плоскости, сила S должна быть больше Т. Таким образом, сила, движущая
частицу, равна
Д5 = 5 — Т = q sin у — qf COS у
Эта'сила будет сообщать частице ускорение а. Тогда
hS = ma—(q/g') a- q (sin y — f cos у)
или
a = g (sin у—/cosу)
Из механики известно, что если тело, имеющее нулевую начальную скорости,
начинает двигаться с ускорением а, то длина пройденного им пути за время %
будет равна '
Z —дт2/2
или в нашем случае
I ~ (gx^/2) (sin у—/ cos у)
T=rr2Z/g (sinу—/cosy)
Время одного качания внутреннего конуса
тк=60/п
При нормальной работе дробилки должно соблюдаться условие т^атк.
Следовательно
V2l/g (sinу—/cosy) 60/п
Отсюда
« 60Vg (sin у —/cosy)/2Z (11,30)
тде п — об/мин; g — м/с2; I — м.
Из полученной формулы видно, что частота вращения эксцентрикового ста-
кана должна соответствовать нижнему пределу скорости. Это, однако, не озна-
чает. что частоту вращения эксцентрикового стакана можно увеличивать неогра-
ниченно.
Нижний предел скорости получают из условия, чтобы ни одна частица,
поступающая в параллельную зону, не выходила из нее без однократного раз-
давливания. Для большей надежности работы дробилки (для получения более
однородного продукта) можно допустить полутора- и двукратное раздавливание.
Это предусмотрено в дробилках для мелкого дробления. У дробилок для мелкого
дробления при одинаковой частоте вращения эксцентрикового стакана длина
параллельной зоны примерно в два раза больше, чем у дробилок для среднего
дробления, что обеспечивает большую кратность раздавливания частиц в этой
зоне.
Размеры дробилок. Размеры конусных дробилок для среднего и мелкого
измельчения определяются крупностью кусков в исходном сырье, степенью
измельчения материала и производительностью.
Диаметры конусов. Диаметр нижней части внешнего конуса
зависит от производительности дробилки.
Принимают, что за одно круговое качение внутреннего, кон уса из дробилки
выйдет объем материала, равный объему кольца, образованного параллельными
участками поверхностей конусов. Объем этого кольца равен (рис. 42)
v^elnD-
где I — длина параллельного участка дробилки; D _ — средний диаметр рас-
сматриваемого кольца.
70
Часовая производительность дробилки при п (об/мин), коэффициенте раз-
рыхления р, и насыпной плотности материала рн составит:
G = 60pHp,neZnZ>c (11,31)
Откуда
Dc = G/188,4pHu.«eZ (11,32)
Диаметр нижней части внешнего конуса
D2 Z)c+^cosY + 2(e+r) (11,33)
Диаметр нижней части внутреннего конуса
d2 Dc-\-l cos у — 2 (e-f- г) (11,34)
Диаметр верхней части внутреннего конуса dx принимают равным внешнему
диаметру ступицы, через которую проходит центральный вал.
Рис. 42. Схема к определению геометрических размеров конусных дробилок
среднего и мелкого дробления.
Рис. 43. График изменения общего к. п. д. конусных дробилок для среднего
и мелкого дробления.
Высота конусов
H=(di-di)2 tg у (11,35)
Диаметр верхней части наружного конуса
D1 = d1 -j- 2,2dn (11,36)
а ширина выходной щели dK.
Потребляемая мощность. Потребляемую дробилкой мощность можно вы-
числить по формуле (1,60). Зависимость общего коэффициента полезного дей-
ствия дробилок этого типа при работе их на минимальной ширине выходной
щели от диаметра основания вращающегося конуса показана на рис. 43. С уве-
личением ширины выходной щели к. и. д. растет: у дробилок для среднего дро-
бления диаметром 900—1200 мм — до 0,4, а у. крупногабаритных — до 0,6;
у дробилок для мелкого дробления, диаметр основания вращающегося конуса
которых 900—1200 мм, — до 0,2, а у крупногабаритных — до 0,45.
Иногда потребляемую дробилкой мощность (в кВт) определяют в первом
приближении по эмпирической формуле
—50D2 (11,37)
где D — диаметр основания вращающегося конуса, м.
Эта формула не учитывает ни механические свойства измельчаемого мате-
риала, ни степень его измельчения, ни размер дробилки.
71
ЗУБОВАЛКОВЫЕ ДРОБИЛКИ
Рабочими элементами зубовалковых дробилок являются посажен-
ные на валки зубья. В двухвалковой дробилке подлежащий измель-
чению материал попадает между зубьями вращающихся навстречу
друг другу валков и раскалывается. В дробилках с одним валком
Рис. 44. Разрезы двухвалковой зубчатой дробилки:
1 — рама; 2 — ось нескользящего валка; 3 — нескользящий валок; 4 — зубчатые кольца;
5 — скользящий валок, 6 — ось скользящего валка; 7 — неподвижный подшипник; 8 —
скользящий подшипник; 9 — пружина; 10 — направляющзя шпилька; 11 — опорная та-
релка.
72
куски материала раскалываются на колосниковой решетке и частично
проваливаются через нее, а частично скатываются вниз.
На рис. 44 представлена двухвалковая зубчатая дробилка,
предназначенная для крупного и среднего измельчений хрупких
[у малопрочных материалов (уголь, кокс, соли и т. п.).
На рис. 45 показана двухвалковая зубчатая дробилка со снятой
крышкой. У этой дробилки упорная стойка 6 находится между под-
шипниками валков, а направляющие шпильки 10 полностью вос-
принимают усилия дробления.
Рис. 45. Двухвалковая зубчатая дробилка со снятой крышкой'
1 — рама; 2 — скользящий валок; 3 — нескользящий валок; 4 — нескользящий подшип-
ник; 5 — ось нескользящего валка; 6 — опорная стойка; 7 — ось скользящего валка; 8 —
скользящий подшипник; 9 — амортизирующая пружина; 10 — направляющие шпильки.
Один из валков посажен на подвижные подшипники с аморти-
зирующими пружинами, чтобы защитить дробилку от поломок
при попадании между валками тел, не поддающихся дроблению,
главным образом металлических предметов. При попадании таких
предметов в дробилку валки разойдутся, сжав пружины, и предмет
пройдет между ними, не причинив машине серьезных повреждений.
Известны различные варианты конструктивного оформления
двухвалковых зубчатых дробилок.
Рассмотренная дробилка имеет ряд существенных недостатков.
При односторонней амортизации, т. е. при наличии одного валка,
свободно перемещающегося по станине, дробилка оказывается не-
уравновешенной. Сосредоточение качающейся массы только с одной
стороны требует надежного фундамента. Этот недостаток устранен
в валковых дробилках, где оба валка установлены на амортиза-
ционные подвижные подшипники. Однако двусторонняя аморти-
зация усложняет конструкцию и увеличивает габариты и стои-
мость дробилки.
73
При независимой амортизации двух подвижных подшипников
одного и того же вала возможен перекос вала по причине либо
неодинаковой жесткости пружин, либо одностороннего питания
дробилки: Перекос вала ухудшает технологические показатели,
дробилки, повышает расход мощности и может привести к поломЛ
кам. Чтобы избежать перекоса подвижного валка, его подшипник^
связывают одним коромыслом и устанавливают общую амортизи-
рующую пружину.
Рис. 46. Элементы зубчатых валков:
а — наборные кольца с зубьями; б — сегменты с зубьями различного профиля.
У рассмотренной выше дробилки валок состоит из набора зуб-
чатых и гладких колец, изготовленных из высокопрочных материа-
лов. В случае поломки зубьев на одном из колец кольцо заменяют,
разбирая весь валок. Это усложняет и удорожает эксплуатацию
таких дробилок.
Чтобы зубчатый валок был более надежным и удобным в экс-
плуатации, его изготовляют в виде сегментов с зубьями (рис. 46).
Это позволяет легко заменять вышедшие из строя рабочие элемен-
ты валка.
За рубежом применяют двухвалковые зубчатые дробилки
с цельнолитыми валками (рис. 47). При поломке или износе зубьев
на таких валках приходится заменять весь валок. Поэтому зубья
на валках выполняют низкими и большого сечения, а сами дро-
билки применяют для измельчения таких малопрочных пород,,
как уголь, кокс и др.
74
Рис. 47. Двухвалковая зубчатая дробилка с цельнолитыми валками:
1 — рама; 2 — упорная стойка; 3 — тяги; 4 — скользящая стойка; 5 — скользящий валок;
6 — приемная воронка; 7 — нескользящий валок; 8 — ось нескользящего валка; 9 — не-
скользящий подшипник; 10 — ось скользящего валка; 11 — скользящий подшипник; 12 —
пружина; 13 — направляющая шпилька.
Рис. 48. Двухпарная зубчатая дробилка:
станина; 2 — нижняя пара валков; 3 — верхняя пара валков; 4 — приемная воронка.
1
Для повышения степени измельчения изготовляют зубовалко-
вые дробилки с несколькими парами зубчатых валков. На рис. 48
показана двухпарная (двухступенчатая) дробилка, а на рис. 49 —
трехпарная (трехступенчатая). Пары зубчатых валков устанавли-
вают друг над другом на общей раме. По мере продвижения мате-
риала сверху вниз размеры зубьев на валках уменьшаются, а ча-
стота их увеличивается. На таких дробилках можно получать
мелкую крошку материала при степени измельчения от 8 и выше.
Рис. 49. Трехпарная зубчатая дробилка:
1 — станина; 2 — нижняя пара валков; з — средняя пара валков; 4 — верхняя пара валков.
Ширина выходной щели у пары верхних валков больше, чем
у нижней, поэтому, чтобы обеспечить одинаковую пропускную
способность, нижние пары должны вращаться с большей скоростью,
чем верхние.
На рис. 50 показана одновалковая зубчатая дробилка. Измель-
чаемый материал поступает в дробилку через загрузочную
воронку 4. Куски, попадая между валком и колосниковой решет-
кой, разрушаются сначала длинными зубьями, а по мере продвиже-
ния материала вниз — короткими. Часть измельченного мате-
риала проваливается в бункер 12 через отверстия колосниковой
решетки, оставшийся материал выходит через щель между вал-
ком и колосниковой решеткой.
76
Чтобы обеспечить безаварийную работу дробилки, колоснико-
вую решетку удерживают в рабочем состоянии с помощью тяги
Рис. 50. Одновалковая зубчатая дробилка с колосниковой решеткой:
1 — станина; 2 — колосниковая решетка; 3 — шарнир; 4 — загрузочная воронка; 5 — ва-
лок- в — зубья; 7 — ось валка; 8 — маховик; 9 — тяга; 10 — пружина; 11 — упорная
’ J стойка; 12 — бункер.
Рис. 51. Одновалковая зубчатая дробилка с подвешенной щекой:
1 — станина; 2 — тяга; 3 — пружина; 4 — упорная стойка; 5 — ось валка; в — валок;
7 — сменные сегменты с зубьями; 8 — приемная воронка; 9 — ось подвеса щеки; 10 —
щека; и — броневая плита.
9 и спиральной пружины 10. При попадании на решетку недробя-
щихся тел решетка отходит от валка на расстояние, равное раз-
меру этих кусков, а затем снова возвращается в рабочее поло-
жение.
77
Другая конструкция зубовалковой дробилки с одним валком
показана на рис. 51. Эта дробилка отличается от первой тем, что
в ней колосниковая решетка заменена подвешенной щекой. Такую
дробилку используют при измельчении более прочных материалов.
Обычно зубовалковые дробилки применяют для измельчения
малопрочных руд. Мягкие руды с примесью вязких материалов
целесообразно измельчать одновалковыми зубчатыми дробилками.
Одновалковая зубчатая дробилка не только измельчает ма-
териал, но и принудительно вытесняет его из зоны измельчения,
что выгодно отличает ее от щековых и конусных дробилок. В по-
следних материал выходит под действием силы тяжести; для
выгрузки вязких и влажных материалов это недостаточно, по-
этому дробилки часто забиваются.
В одновалковых дробилках степень измельчения достигает
10—12, а иногда и больше.
В табл. 7 приведена техническая характеристика зубовалко-
вых дробилок отечественного производства.
Таблица 7. Техническая характеристика зубовалковых дробилок
Тип Число валков Размер валков, мм Максимальная крупность кусков, мм Производитель- ность, Т/’Ч Частота враще- ния, об/мин Установочная мощность, кВт Масса дробил- ки, т
диаметр длина исходно- го мате- риала к Я в о о ® В t-, ь св оо«ч К Я й св
ДДЗ-1М 2 450 500 200 25-100 20—55 64 11,0 3,1
ДДЗ-2М 2 600 750 300—600 50—125 60—125 50 20,0 5,2
д'дз-зм 2 900 900 400—800 100-150 125—180 36 25,0 10,5
ПМ-2100 2 1500 1200 700—900 100—150 150 40 61,0 31,9
Для агломе- рата 1 1000 2120 250— 2000 100—200 160 14 28,0 20,0
То же 1 1100 2550 250— 2500 100—200 240 14 55,0 26,5
ДОЗ-М 1 900 900 400—800 100 60—80 36 20,0 6,2
ДДЗ-4 2 900 1200 400— 1000 125- 200,0 36 35,0 12,0
СМ-215 * 4 1090/1060 ** 900 125 0-4 40 64/79 80,0 30.0
* Нижняя пара валков—гладкие.
** В числителе—диаметр верхних валков, в
знаменателе—диаметр нижних.
В зарубежной практике известны одновалковые зубчатые дро-
билки со следующей характеристикой: размер валка 1500 X
х2 100 мм; производительность до 700 т/ч; частота вращения валка
23 об/мин; потребляемая мощность 180 кВт.
Технологический расчет
При технологическом расчете определяют:
1) угол захвата, размер и частоту вращения зубчатых валков, потребляемую
дробилкой мощность;
2) размер дробилок и необходимое их число.
78
Угол захвата. Углом захвата зубовалковой дробилки называют угол,
образованный двумя касательными в точках соприкосновения куска материала
с валками (рис. 52). Причем угол должен быть таким, чтобы кусок затягивался
в пасть дробилки за счет сил трения, иначе материал будет только подпрыги-
вать в пасти дробилки.
Рассматривая силы, приложенные к куску, зажатому между валками, при-
ходим к заключению, что угол захвата, так же как в щековых и конусных дро-
билках, должен быть меньше двух углов трения, т. е. а 2<р и tg <р = /.
Размеры дробилки (рис. 53). Диаметр валков определяют по формуле
DB = (Z)B4-dH) cosoc/2
или
dH соа сс/2
1 — соа а/2
(11,38)
В данном случае диаметр валка зависит от высоты зубьев. Причем высота
зуба Л = е/2, а диаметр барабана или валка без зубьев Dq — — е.
Высоту зубьев (h) выбира- ,
ют в зависимости от характера измель- , Х-Д-Х" ДХД?
чаемого материала. Для измельчения
твердых материалов зубья должны
быть короткими с тупым углом и срезом
в вершине; для мягких пород зубья
Рис. 52. Схема к определению угла захвата зубовалковой дробилки.
Рис, 53. Схема к определению технологических размеров зубовалковой дро-
билки.
делают длинные с острым углом при вершине. Очевидно, длину зуба следует
выбирать такой, чтобы местная деформация куска материала была разру-
Ширину валков определяют в зависимости от производительности дробилки.
При равномерном (по ширине) питании производительность зубовалковой дро-
билки определяют следующим образом.
После измельчения материал выходит непрерывно через щель между вал-
ками дробилки в виде разрыхленной ленты, ширина которой равна ширине вал-
ковВ, а толщина — конечному размеру частиц материала Скорость выхода
этой ленты принимают равной окружной скорости валка.
Приняв ®асыпную плотность рк и коэффициент разрыхления материала
(Для большинства материалов его принимают равным 0,27), произ-
ди ельность зубовалковой дробилки (в т/ч) можно представить в виде
G—3600BdK (лРви/бО) рнр, (11,39)
откуда ширина валка (в м)
В = G/188,4р pHdK«
(П,40)
79
Частота вращения валков. Из формулы (1,40) видно, что производительность
дробилки пропорциональна частоте вращения валков. Для заданной произво-
дительности при увеличении частоты вращения можно уменьшить ширину вал-
ков. Однако это не приводит к эффективным результатам.
Наиболее слабым местом зубовалковых дробилок являются зубья. Они
сравнительно быстро изнашиваются и часто ломаются. С увеличением частоты
Рис. 54. График зависимости общего
к. п. д. зубовалковых дробилок от диа-
метра валков.
вращения валков износ и вероят-
ность поломок зубьев возрастает,
следовательно, увеличивается и
число остановок дробилок. Кроме
того, при увеличении частоты
вращения валков измельчению
раскалыванием сопутствует из-
мельчение ударом, а значит,
увеличивается выход мелочи.
Многолетней практикой экс-
плуатации зубовалковых дроби-
лок установлено, что они рабо-
тают наиболее эффективно при
окружных скоростях (в м/с)
со = jiZW60 = 1,5 — 2 (IJ.il)
Потребляемая мощность. По-
требляемую зубовалковыми дро-
билками мощность вычисляют по
формуле (1.60). Общий механиче-
ский коэффициент полезного дей-
ствия этих дробилок в зависимо-
сти от размера и конструкции
Изменяется от 0,5 до 0,7. С увеличением размера дробилки ее к. п. д. сначала
возрастает, а затем уменьшается. На рис. 54 приведены зависимости к. п. д.
зубовалковых дробилок от диаметра валков.
Потребляемую мощность можно определить и по эмпирической формуле
Ng — k0B(£) = к0ВлВвп/60 = kBDBn (11.42)
Коэффициент kQ, очевидно, должен учитывать физико-механические свойства
измельчаемого материала (ор, Е и р) и степень его измельчения. Этот коэффи-
циент определяют опытным путем.
ГЛАВА III
ИЗМЕЛЬЧИТЕЛИ РАЗДАВЛИВАЮЩЕГО
ДЕЙСТВИЯ
Основным способом измельчения в машинах этого типа являет-
ся раздавливание материала между двумя рабочими поверхно-
стями. При этом одна из поверхностей или обе должны быть по-
движными, так как раздавливание материала происходит только
при их сближении. Хотя в основе действия этих машин лежит
один и тот же способ измельчения, в конструктивном отношении
они значительно отличаются друг от друга. Главным их отличием
являются положение рабочих элементов и принцип создания раз-
давливающих усилий: у одних эти усилия создаются пружинами,
у других — центробежными силами.
Есть и такие конструкции, где усилия создаются давлением
газа или жидкости. К числу измельчителей раздавливающего
действия относятся гладковалковые дробилки, а также ролико-
кольцевые вертикальные и горизонтальные мельницы.
ГЛАДКОВАЛКОВЫЕ ДРОБИЛКИ
'На рис. 55 показана двухвалковая дробилка с гладкими вал-
ками. По своему устройству она отличается от двухвалковой зуб-
чатой дробилки тем, что на валках отсутствуют зубья. Измельче-
ние материала происходит раздавливанием при одинаковой ча-
стоте вращения валков или раздавливанием с истиранием, если
валки имеют разные частоты вращения.
Подшипники 15 перемещаются по направляющим вдоль оси
дробилки и удерживаются в рабочем положении с помощью амор-
тизационных спиральных пружин 8. Один из валков посажен на
амортизационные пружины с той же целью, что и в зубовалковых
дробилках, т. е. для защиты дробилки от поломок в случае попа-
дания в нее недробящихся тел.
Силу сжатия пружины или ее жесткость регулируют с помощью
гайки 13 и шпильки 72, а ширину выходной щели или крупность
измельчения — с помощью прокладок 17 соответствующей тол-
щины, устанавливаемых между корпусом подвижного подшип-
ника и упорной стенкой со стороны другого валка.
Эта дробилка неуравновешена; у нее только один валок мо-
жет совершать возвратно-поступательное движение вдоль оси
6 Заказ 1080 81
опорной рамы и создавать одностороннюю динамическую нагрузку
на фундамент. Для таких дробилок требуется усиленный фунда-
мент и их можно устанавливать только на нижних этажах.
Рис. 55. Двухвалковая неуравновешенная дробилка с гладкими валками:
1—рама; 2, з — валки; 4—вал контрпривода; 5, 6—сменные бандажи валков; 7 —
крышка дробилки с загрузочной воронкой; 8 — пружина; 9 — шкив контрпривода; 1 о —
зубчатая пара; 11 — защитный кожух; 12 — упорная шпилька; 13 — регулирующие гайки;
14 — шайба; 15 — скользящий подшипник; 16 — ось скользящего валка; 17 — сменная
прокладка для регулирования зазора между валками; 18 — ось неподвижного валка; 19 —
звездочка; 20 — неподвижный подшипник; 21 — зубчатая пара; 22 — кожух.
На рис. 56 показана двухвалковая дробилка уравновешенного
типа, где оба валка,, упираясь в пружины, имеют возвратно-по-
ступательное движение по направляющим. Дробилка с таким
амортизирующим устройством сложна и дорога, хотя и более
надежна в эксплуатации.
В гладковалковых дробилках, так же как и в зубовалковых,
перекос валков вследствие неравномерной затяжки пружин или
82
неравномерного по ширине валков питания вызывает нарушение
нормальной работы. В табл. 8 приведена техническая характери-
стика гладковалковых дробилок отечественного производства.
На рис. 57 показана дробилка с общей нажимной пружиной 11
для обоих скользящих подшипников Р, связанных между собой
скользящей рамой 10. Такое устройство создает одинаковые усилия
на оба подшипника и снижает опасность перекоса скользящего
валка 7.
Рис. 56. Двухвалковая уравновешенная дробилка с гладкими валками
1—станина; 2— тяги; з — упорные плиты; 4 — амортизирующие пружины; 5 — напра-
вляющие шпильки; 6 — скользящие подшипники; 7 — ось валка; 8 — загрузочная воронка;
9 — прокладки для регулирования щели между валками; 10 — гайки; 11 — валок; 12 —
опорная стойка.
На рис. 58 показана четырехвалковая дробилка с гладкими
валками. По существу, этот агрегат состоит из двух двухвалковых
дробилок, установленных друг гад другом. Такая схема позво-
ляет увеличить степень измельчения материала в одном агрегате;
при этом верхняя пара валков производит среднее дробление,
а нижняя — мелкое.
В табл. 9 приведена техническая характеристика четырехвал-
ковых дробилок с гладкими валками отечественного производства.
Производительность гладко валковой дробилки пропорцио-
нальна ширине выходной щели и окружной скорости вращения
валка, т. е.
у= /сео)
6*
«3
Таблица 8. Техническая характеристика двухвалковых дробилок
с гладкими валками
Тип . Размеры валков, мм Частота вращения, об/мин Окружная скорость, м/с d/i крупность к кусков, мм Крупность дробленого материала, мм Ориентировочная произ- водительность, т/ч Мощность двигателя, кВт t Число двигателей Масса дробилки без электрооборудования, т Амортизация валков
диаметр ширина
Максимальн загружаемы:
ДВГ-2 400 250 190/220 3,95/4,15 32 2—0 8—0 5 20 4,5 2 2,12 Дву- сторон- няя
ДВГ-3 600 300 170-180 5,35— 5,65 40 2-0 10-0 7,6 38 7,0 2 3,31 »
СМ-12 600 400 75—75 2,35 80 10-0 30-0 До 25 20,0 1 3,4 Одно- сторон- няя
НКМЗ 750 500 50 1,97 40 2-0 10-0 3,4 17 28,0 1 11,8 »
НКМЗ 1500 600 83,6 6,6 80 2-20 104 85,0 1 43,4 »
СМ-201 1000 400 50 2,62 180 100 165 50—75 1 12,0 »
СМ-23 СМ-24 800 1000 500 660 180/160 150/180 7,45— '6,63 7,85— 9,45 50 60 2 20 12 20 14,5 20,0 1 1 » »
Производительность верхней пары валков четырехвалковой
дробилки с клиноременной передачей и редуктором (при е =
= 10 мм)
pB = fcl0nDB-103/60
а производительность нижней пары (при е = 2 мм)
vH = k2nDH-187/60
Теоретическая производительность верхней пары валков больше
производительности нижней пары
гв 10 • 103
гн ” 2-187
раза
Чтобы нижняя пара валков могла обеспечить ту же произво-
дительность, что и верхняя, ее валки должны иметь частоту
вращения 187 х 2,75 = 513 об/мин. Но при такой частоте вра-
щения окружная скорость нижних валков была бы равна
314 • 0,9 • 513
60
= 24,2 м/с
что явно недопустимо.
84
Следовательно, производительность четырехвалковой дро-
билки ограничивается производительностью нижней пары валков,
а верхняя пара работает с недогрузкой.
Рис. 57. Двухвалковая дробилка с гладкими валками и общей амортизиру-
ющей пружиной:
1 — станина; 2 — нескользящий подшипник; 3 — ось нескользящего валка; 4 — маховик!
5 — нескользящий валок; 6 — приемная воронка; 7 — скользящий валок; 8 — ось сколь-
зящего валка; 9 — скользящий подшипник; 10 — скользящая рама; 11 — амортизирующая
пружина; 12 — тяга.
Однако использование компактной четырехвалковой дробилки,
имеющей степень измельчения 20, целесообразнее двух отдельных
валковых дробилок или других типов измельчителей. Четыр.ех-
валковая дробилка менее металлоемка и требует для устанрвки
меньшую производственную площадь.
85
Таблица 9. Техническая характеристика четырехвалковых дробилок
с гладкими валками для дробления угля и кокса
Привод Размеры валков, мм Частота враще- ния, об/мин 1 Крупность кусков, мм Ширина щели, мм Крупность дробленого материала, мм Ориентировочная производительность, 1 Т/Ч Мощность двигателя, кВт Число двигателей Масса дробилки, т
диаметр ширина верхней па- ры нижней пары верхней нижней
Клиноременная передача и редуктор 900 700 103 187 40 10 2 —2 18 (15) 20 2 23,0
Плоско- и клиноремен- ная передача 900 700 80 140 40 10 2 —2 15 46 1 34,0
Редукторный 950 700 80 140 40 10 2 —2 34 '46 1 35,0
Рис. 58. Четырехвалковая дробилка с гладкими валками:
1 — станина; 2 — нижняя пара валков; 3 — амортизирующие пружины; 4 — опорные
плиты; 5 — механизм обточки бандажей валков; 6 — зубчатая пара; 7 — верхняя пара
валков; 8 — приемная воронка; 9 — верхняя пара шкивов; 10 —натяжные ролики; 11 —
нижняя пара шкивов.
Технолог и ч е с к и й расчет
В технологическом расчете гладковалковой дробилки прини-
мают известными те же величины, что в щековых дробилках, рас-
смотренных ранее. При расчете определяют следующие параметры:
угол захвата а, размеры валков для дробилки заданной произво-
86
дительности, частоту вращения валков и потребляемую ими мощ-
ность N.
Угол захвата дробилки. При рассмотрении сил, действующих на кусок
во время его сжатия валками, следует, что угол захвата (рис. 59) должен быть
меньше двух углов трения, т. е. а 2<р. В противном случае куски материала
не будут затягиваться в пасть дробилки и, следовательно, не будут измельчаться.
Размеры валков. Из рис. 60 видно, что
Рв/2 е/2 = (Рв/2 + йн/2) cos а/2
откуда диаметр валков
dH cosa/2 —е
в “ 1 — cosa/2
(Ш.1)
Для многих материалов коэффициент трения / -= 0,3 и, следовательно, угол
трения <р — 17 °. Приняв е = dH/4, можно найти ориентировочное соотношение
между диаметром валка и начальными
размерами кусков исходного сырья.
Поскольку а 2<р, то можно
принять а = 30 ?, т. е. cos 15 9 =
= 0,967; следовательно
0.967ЙН —0,25йн
7?в" 1 — 0,967
21dH (Ш,2)
Отсюда следует, что для измель-
чения материалов с коэффициентом
Рис. 59. Схема к определению угла^захвата гладковалковой дробилки.
Рис. 60. Схема к определению размера гладковалковых дробилок.
трения / = 0,3 при степени измельчения i = 4 диаметр валков должен быть
примерно в 20 раз больше размера наиболее крупных кусков в исходном сырье.
Это соотношение может быть другим при другой степени измельчения и дру-
гом коэффициенте трения измельчаемого материала о металл.
Расстояние между валками е обычно регулируют в соответ-
ствии с заданной конечной крупностью измельчаемого материала dK-
При этом следует иметь в виду, что один из валков устанавливается на сво-
бодно скользящих по станине подшипниках, которые отжимаются пружинами
в сторону другого валка. При поступлении в пасть дробилки материала пружины
сжимаются, валки расходятся и, следовательно, значение е увеличивается.
Если принять расстояние между холостыми валками е = dK, то в продуктах
измельчения будет повышенное содержание более крупной фракции, чем задан-
ное dK, вследствие увеличения значения е при нагруженной дробилке.
Чтобы уменьшить в измельченном материале содержание фракции белее
крупного размера, чем dK, значение е, устанавливаемое опытным путем при пуске
и наладке валковой дробилки, должно быть несколько меньше dK-
87
Ширину валков определяют так же, как и в случае зубовалковой
дробилки, в зависимости от производительности дробилки по формуле (11,41),
при этом коэффициент разрыхления имеет следующие значения:
е . jLi
Больше 25............. 0.1
6,5—25 ..........' . . . 0,15—0.20
Меньше 6,5.............0,2—0,3
Частота вращения валков. Из формулы (11.41) видно, что
при увеличении частоты вращения валков возоастает производительность дро-
билки. Однако частоту вращения можно увеличивать до определенного предела,
превышение которого ведет к усиленному износу валков, повышенному расходу
энергии, сильной вибрации машины и возможной поломке ее деталей.
Зависимость частоты вращения валков от различных факторов показана
ниже.
Измельчаемый материал движется к выходной щели под действием сил тре-
ния, возникающих между материалом и поверхностью валков. В начале зоны
измельчения (см. положение 1—2 на рис. 60) скорость движения материала очень
мала и ее можно принять равной нулю. Затем эта скорость увеличивается и в не-
который момент достигает окружной скорости валков, причем частицы выходят
с этой скоростью из зоны измельчения.
Скорость движения материала можно представить в виде произведения
ускорения а на время т
сом — ат (а)
Но ускорение а вызывается действием силы трения, и его можно определить
по формуле
а = Т/ш (б)
где Т = Pf; f — коэффициент трения; m = vp/g — масса материала; v — объем
материала, находящегося между валками.
Время, в течение которого под действием сил трения скорость движения
материала становится равной окружной скорости валка, равно
т = (60/и).(Р/360) (в)
где Р — угол поворота валка, соответствующий времени т.
Силу Р можно приблизительно найти из выражения
PMI2 = g*vI2E (г)
где А/ — путь, на котором действует сила Р. Этот путь можно принять равным
разности между начальным и конечным размерами кусков измельчаемого мате-
риала:
AZ = du — dK (д)
Тогда
P = o2p/[F(dH-dK)]
Из выражений (а) и (б) получим
л£*ва/б0 —ат (е)
Подставляя в выражение (е) значения а и т, найдем:
лРвп/60 = а^/[Е (dH-dK) №Л’р) (60/л) (Р/360)]
или
a2-- 10gOp/₽/[nEZ>B (dH —^к) р]
При ускорении силы тяжести g = 9,81 м/с2
п = 5,57]/'о2/Р/[/?р£’в (dH-rfK)l (Ш,3)
88
где р — в Н/м3; Da, du и dK — в м. Все величины, входящие в правую часть
формулы, известны, кроме угла р. Этот угол меняется от 0 до а/2/£ увеличением р
частота вращения валка растет. Максимальной производительности соответствует
рабочая частота вращения р = d/2. При этом валок на всей дуге, соответству-
ющей углу а/2, будет скользить по материалу. Это, естественно, приведет к за-
вышенным потерям энергии на трение и к износу валков; при р = 0 валок не
вращается и дробление не происходит. Из этого следует, что в гладковалковой
дробилке принципиально невозможно исключить потери энергии и износ валков,
поскольку материал за счет трения должен приобрести скорость, равную окруж-
ной скорости валка. Исключением является случай, когда материал подается
в дробилку со скоростью вращения валков.
Оптимальное значение угла р пока не удается найти аналитически, так как
оно зависит от многих, трудно учитываемых факторов. На основании опытных
данных значение этого угла можно принять равным 1/30 а.
В этом случае формула (111,4) принимает вид
n = ]/oJ/a/[£,p£)E (dH —dK)] (HL4)
где п — в об/мин. По этой формуле частота вращения соответствует наиболее
приемлемым показателям работы дробилки по производительности, энергети-
ческим затратам и износу.
Выше было сказано, что дробилка работает с максимальной производитель-
ностью, если п соответствует углу Р = а/2.
«max-3,94}/o2/a/[EPZ)B (dH-dK)l (II 1.5)
Дальнейшее увеличение частоты вращения уже не сказывается на произво-
дительности и только приводит к повышению расхода энергии и усилению из-
носа дробилки. Поэтому не рекомендуется превышать nmax. Максимальную
частоту вращения валков можно определять по формуле
Птах =308///рг7? в • (III,6)
где / — коэффициент трения; р — плотность, кг/см3; г — радиус (условный)
наибольших кусков сырья, см; _RB — радиус валка, см;
Расчеты по этой формуле близки к расчетам по формуле (111,5).
Большинство зарубежных заводов, а также заводы СССР
выпускают дробилки этого типа (только для перетирания влажных
глин), окружная скорость валков в них 2—4 м/с. Допустимы
окружные скорости и порядка 8—10 м/с, но в этом случае валко-
вая дробилка работает как глиномялка.
Потребляемая мощность. В валковых дробилках энергия
расходуется на дробление материала, преодоление сил трения,
за счет которых скорость продвижения материала к выходу до-
стигает окружной скорости валков, и на преодоление сил трения
в подшипниках. При расчете определяют затрачиваемую энергию
по каждому виду из указанных затрат и полученные результаты
суммируют. Этот расчет необходим только в том случае, если
процесс измельчения ведут при высоких скоростях валков, заве-
домо предполагая большой удельный расход энергии и повышен-
ный износ металла. Если процесс измельчения идет при окружных
скоростях 2—4 м/с, потребляемую мощность рассчитывают по
формуле (1,60).
89
Общий механический коэффициент полезного действия глад-
ковалковых дробилок составляет 0,32—0,38.
Опыт эксплуатации показывает, что работа гладковалковых
дробилок существенно зависит от условий подачи измельчаемого
материала. Если питание неравномерно по времени и сырье по-
дают порциями, то пасть дробилки может целиком заполняться
сырьем, либо оставаться свободной. Когда пасть дробилки зава-
лена материалом, валки, забирая большие порции сырья, рас-
ходятся шире, чем предусмотрено, выходная щель увеличивается,
в продуктах дробления увеличивается содержание крупной фрак-
ции.
Неравномерность питания по ширине валков приводит к та-
ким же результатам, что и неравномерность во времени. Кроме
того, нагрузка одной стороны валка ведет к перекосам и одно-
стороннему износу.
Лучшим вариантом питания валковой дробилки является
равномерная во времени и по ширине валков подача материала
в пасть дробилки со скоростью, приближающейся к окружной
скорости валков.
РОЛИКО-КОЛЬЦЕВЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
Для измельчения используют вертикальные и горизонталь-
ные ролико-кольцевые мельницы.
Вертикальные мельницы
Одна из ролико-кольцевых мельниц с вертикальным располо-
жением размольного кольца показана на рис. 61. Рабочими
элементами мельницы являются ролики 2 и 8 и размольное кольцо
1, висящее на роликах. Ролик 8 соединен с приводом и является
ведущим. Ролики 2 установлены на осях и пружинами 6 через
рычаг 4 прижимаются к кольцу 1. Усилия пружин, действующих
на ролики, регулируют с помощью винтов 3. Кольцо и ролики раз-
мещаются в корпусе 5, закрытом крышкой 7.
Материал через питающую воронку 11 попадает на кольцо
и измельчается, находясь между вращающимся кольцом и роли-
ками. Часть измельченного материала, пройдя первый ролик,
сбрасывается с кольца и попадает в нижнюю часть корпуса, дру-
гая, прижатая центробежной силой к внутренней поверхности
кольца, поднимается ко второму ролику, а затем попадает к веду-
щему ролику. Измельченный между роликами и размольным
кольцом материал вытесняется сырьем, непрерывно поступающим
в мельницу.
Материал, попавший в нижнюю часть корпуса, содержит
кроме целевого продукта и более крупную фракцию. Поэтому
ролико-кольцевую мельницу обычно устанавливают в замкнутом
цикле с сепаратором — аппаратом, специально предназначенным
для разделения сыпучих материалов на фракции. Материал из
90
нижней части корпуса подают в сепаратор, где крупные частицы
отделяются и возвращаются в измельчитель на доизмельчение,
а целевой продукт направляют по назначению.
Рис. 61. Ролико-кольцевая вертикальная мельница:
1 — размольное кольцо; 2 — ролики; 3 — винт; 4 — рычаг; 5 — корпус; 6 — нажимная
пружина; 7 — крышка; 8 — ведущий ролик; 9 — ось ролика; 10 — коромысло; 11 — пита-
ющая воронка.
Рис. 62. Ролико-кольцевая мельница с ведущим размольным кольцом:
1 — корпус; 2 — ведущее колесо; з — ролики; 4 — размольное кольцо; 5 — крышка; 6 —
ушки для подвеса роликов; 7 — оси вращения роликов; 8 — серьга; 9 — ось ролика; 10—
нажимное плечо оси; 11 — упорный винт; 12 — нажимной фланец; 13 — звезда; 14 — на-
правляющий болт; 15 — пр'ужина.
Способ измельчения материала между внутренней поверх-
ностью вращающегося кольца и наружной поверхностью находя-
щихся в нем роликов используется довольно широко. В промы-
шленности применяют ряд конструкций таких измельчителей,
которые отличаются друг от друга некоторыми особенностями.
91
На рис. 62 и 63 показана ролико-кольцевая мельница, где веду-
щим является размольное кольцо, а ролики смонтированы на
откидной крышке. Это позволяет производить всесторонний осмотр
машины и облегчает смену изнашивающихся элементов. Ориги-
нальным является способ прижатия роликов к размольному коль-
цу. Ролики 3 с помощью серьги 8 подвешиваются к ушкам 6
Рис. 63. Общий вид ролико кольцевой мельницы с ведущим размольным
кольцом.
и могут поворачиваться относительно осей 7. К крышке измель-
чителя 5 с помощью винта 14 и пружины 15 прижимается звездоч-
ка 13. Упорный винт 11 через нажимной фланец 12 давит на плечи
Таблица 10. Техническая характеристика вертикальных
ролико-кольцевых мельниц
Размеры, мм Частота вра- щения , об/мин Окружная скорость, м/с Потребляемая мощность, кВт Производитель- ность, кг/ч
размольного кольца роликов
Як Вк rfp ВР
250 60 100 60 160 2,1 1,5—3 25—185
350 85 145 85 145 2,65 2,5—5 50—375
450 НО 185 НО 125 2,95 4—8 100—750
650 160 265 160 100 3,4 7—13 200—1 500
800 200 345 200 90 3,8 23—25 400—3 000
1000 250 425 250 76 4,0 20—40 800—6 000
1250 310 515 310 66 4,35 35—65 1400—10 000
1500 375 620 375 58 4,55 45—90 2000—15 000
2150 535 890 535 50 5,65 80—160 3200—24 000
3000 750 1240 750 40 6,3 150—3000 6400—48 000
92
10, заставляя ролики поворачиваться относительно осей 7 и при-
жиматься к размольному кольцу 4. Сила прижатия регулируется
пружиной 15 и упорным винтом 11. Схема работы такого измель-
чителя ничем не отличается от работы измельчителя, показанного
на рис. 61.
Известны и другие способы передачи усилий пружин на ро-
лики, но для всех этих измельчителей общими элементами являют-
ся ролики, вращающиеся на гори-
зонтальных осях, вертикально
расположенное размольное кольцо
и пружины, прижимающие ро-
лики к кольцу.
В табл. 10 приведена техниче-
ская характеристика известных
ролико-кольцевых мельниц, выпу-
скаемых за рубежом..
Мощность, потребляемая та-
кими измельчителями, зависит
от прочности измельчаемого мате-
риала, а производительность —
от крупности исходного сырья и
конечного продукта и его физико-
механических свойств. Например,
при измельчении кварца на мель-
технологических размеров роли-
ко-кольцевой мельницы:
1 — кольцо; 2 — ролик; 3 — измель-
чаемое тело.
нице, размер размольного кольца
которой 800 X 200 мм и потребляемая мощность 33 кВт, были
получены следующие результаты:
Тонина помола, мм.......... —0,85
Производительность, т/ч . . 8,0
Удельный расход энергии,
кВт-ч/т....................... 4,15
-0,3
5,5
6,0
—0,15
3,5
9,5
При измельчении цементного клинкера с начальной круп-
ностью кусков 38 мм в мельнице, имеющей размер кольца 1100 X
X 300 мм, получены следующие результаты:
Тонина помола, мм..................... —0,85 —0,175
Производительность, т/ч .................. 8,5 5,9
Удельный расход энергии, кВт«ч/т . . . 3,15 7,1
Размеры рабочих элементов машины. Крупность и прочность
исходного сырья,. Ролико-кольцевой измельчитель будет нормально
работать только в том случае, если его питание осуществляется
сырьем определенной крупности и прочности. Слишком крупные
и прочные куски не затянутся в пасть между кольцом и роликами
и выйдут из зоны измельчения неразрушенными или отожмут
ролик от кольца и проскочат через образовавшуюся щель. Между
диаметрами кольца, ролика и размером максимальных кусков
сырья существует определенная зависимость (рис. 64).
93
Тело 3, попавшее между вращающимся кольцом 1 и роликом 2,
подвергается сжатию с силой Р. Составляющая этой силы Sp
стремится вытолкнуть тело из пасти, а суммарная сила трения
наоборот, затягивает тело в пасть. Чтобы тело не выбрасы-
валось из пасти измельчителя, должно соблюдаться условие:
ST^SP (II 1,7)
При этом
ST = 2T cosa/2
SP—2T sin a/2
где a — угол захвата, образованный касательными к точкам соприкосновения
тела с кольцом и роликом.
Подставляя значения ST и SP в соотношение (111,7), находим
/ tg a/2 или ф a/2; а 2ф.
Из полученного выражения видно, что угол захвата должен
быть меньше двух углов трения.
С другой стороны, угол захвата зависит от соотношения разме-
ров кольца, ролика и куска материала.
В треугольнике с вершинами углов в центрах окружностей
кольца, ролика и тела стороны равны
AC = R1 — r- BC = R1 — R9t; AB=>R2A-r
где г — 1/2 поперечника измельчаемого тела наибольшего размера.
Угол при вершине А равен углу захвата, т. е. АС АВ = а.
Из тригонометрии известно, что
1/ (П —&)(П—с)
tga/2=|/ П(]^_а)- (Ш,8)
где П = (а + Ъ + с)/2.
В нашем случае периметр треугольника 2П = Rt — г + Вг —
— R2 + R2 4- г = 2Rr, а размеры сторон
a=BC = R1 — Ri; b = AC=R1 — r-> c = AB = Rz-[-r
Подставляя в выражение (III, 8) значения П, а, Ъ, с и преобра-
зуя его, получаем:
г (Rx — Ro—г)
р = tg2 a/2 = -- (111.9)
Эта формула связывает четыре величины: угол захвата а, ра-
диус кольца Rt, радиус ролика R2 и крупность кусков исходного
сырья г.
Угол захвата определяется по коэффициенту или углу тре-
ния. Соотношение между Rt и R2 принимают конструктивно.
Значение Rt выбирается максимальным, но таким, чтобы в кольце
радиуса Rt разместились три ролика. При этом учитывается
94
возможность конструктивного решения и других узлов измель-
чителя.
Обычно выдерживается соотношение R2 = (9,4—0,6) Rr.
Полученная формула позволяет решить две технологические
задачи:
1) для данного измельчителя найти предельную крупность
исходного сырья;
2) по крупности исходного сырья подобрать измельчитель
подходящих геометрических размеров.
Разумеется, что коэффициент трения материала о металл при
решении этих задач известен. Проиллюстрируем сказанное.
Пример. У имеющегося измельчителя внутренний диаметр кольца 800 мм,
наружный диаметр ролика 320 мм, коэффициент трения материала о металл 0,4.
Найти наибольшую крупность сырья, при которой возможно измельчение в этом
измельчителе. .
Решение. Угол трения <р = arctg 0,4 — 22°. Угол захвата должен
быть не более 2 <р, следовательно, максимальный угол захвата а = 44°.
Пользуясь выражением (III,9), находим:
tg2 a/2=tg2 22° =0,16
(400—160 —г) _ 240 г—г2
°’16 = 400-160 ~ 64000
откуда получаем квадратное уравнение
г2—240г = 10 240 = 0
решение которого очевидно
г = 120 ± /1202 — 10 240 = 120 ± 64,5
Значение г не может быть больше значения /?2, следовательно, для. нашего
примера действительным значением будет второй корень уравнения, т. е.
г = 120 — 64.5 = 55,5 мм
Таким образом, размер максимального куска, который может быть затянут
между роликами и кольцом, не должен превышать НО мм.
Формула (111,9) связывает геометрические размеры измельчи-
теля и предельную крупность исходного сырья. Однако на прак-
тике возникают непредвиденные затруднения. Рассчитанная
по формуле крупность исходного сырья как будто выбрана пра-
вильно, а измельчитель или застопорился (забуксовал), или
куски сырья, отжимая ролик от кольца, проскакивают в образо-
вавшуюся щель, не разрушаясь, или же кольцо соскакивает с ро-
ликов. Это может произойти вследствие того, что прочность из-
мельчаемого материала слишком высока и при заданной круп-
ности сырья усилия пружин оказываются недостаточными для
разрушения кусков, либо в результате перегрузки измельчителя
сырьем.
Чтобы разрушить тело, его необходимо деформировать в на-
правлении сжимающих сил на такую величину, при которой в ма-
териале возникаю? разрушающие напряжения сгр. Для абсолютно
95
упругих хрупких материалов величина этой деформации при сжа-
тии
M-=Pll(EF)^cvl/E
где I — высота деформируемого тела; F — сечение деформируемого тела.
Чтобы определить величину Р, необходимо знать сгр и F.
Разрушающее напряжение определяют опытным путем, сечение
деформируемого тела таким образом определить невозможно.
Во-первых, сами куски, поступающие на измельчение, не имеют
определенной и постоянной геометрической формы. Во-вторых,
при измельчении сжимаются не только вновь поступающие куски,
но и куски меньших размеров, заполняющие весь объем, заклю-
ченный между линиями соприкосновения наибольшего куска
материала, ролика и кольца. В этих условиях значения F можно
определить только приближенно, но с точностью, достаточной для
практических целей. Примем за Г поверхность цилиндра радиусом,
равным радиусу ролика. Эта поверхность заключена между ли-
ниями соприкосновения ролик — тело и ролик — кольцо. Вели-
чина этой поверхности будет равна
F (2лЯв/ЗбО) РВ (111,10)
где В — ширина кольца.
Угол р — центральный угол окружности ролика, соответству-
ющий дуге т — п, т. е. дуге, заключенной между линиями сопри-
косновения ролик — тело и ролик — кольцо:
₽ 180° - ABC (III,11)
Из треугольника АВС имеем?
соя (-£ АВС) - {а2-}-Ъ2-[-с2)12ас
или
„ t ^(R^R^-R^Rr-R^
cos(^ABC)— (7?x—/?2) (T?2+r) (1П.12)
Определив из формул (111,11) и (111,12) угол р, а из формулы
(111,10) значение Р, находим величину Р:
F UpF (111,13)
Анализируя выражения (111,11) и (111,12) можно сделать инте-
ресное заключение. Угол р всегда меньше 90°, следовательно
угол АВС должен быть больше 90°, а косинус углов, больше 90°
и меньше 270°, является величиной отрицательной. В выражении
(111,12) знаменатель правой части — величина положительная.
Чтобы дробь была отрицательной, очевидно, числитель должен
быть отрицательным, а это возможно в том случае, если г (R1 4-
4-*Я2) будет меньше В2 (Rr — R2), следовательно, всегда
Я1+Я8
(111,14)
96
Это выражение, так же как и выражение (III,9), позволяет
контролировать крупность питаний измельчителя, однако оно
тоже не учитывает прочности измельчаемого материала.
Выражение (111,12) позволяет также заключить, что с увели-
чением г уменьшается угол АВС. Следовательно, растет угол
и растет сечение деформируемого объема.
В вертикальных ролико-кольцевых мельницах ролики прижи-
маются к кольцу пружинами. Если эти пружины окажутся сла-
быми, они сожмутся и материал свободно пройдет между роликом
и кольцом. Для предотвращения этого пружины должны обладать
такой жесткостью, чтобы воспринимать силу Р при минимальной
дополнительной осадке.
Общая осадка пружины определяется по известной формуле-
A=4PHi^32/GyrJ (III,15)
где А — осадка пружины; Рн1 — полная нормальная сила, сжимающая пружину;.
R — радиус пружины; z — число витков в пружине; го — радиус проволоки
пружины; Gy — модуль упругости материала пружины при сдвиге, или модуль
упругости второго рода:
Gy=E/[2 (1 +Ир)] (111,16)
где рр — коэффициент Пуассона.
Из формулы (111,15) видно, что осадка пружины пропорцио-
нальна сжимающей силе. Полная осадка пружины складывается,
из осадок, вызванных предварительным сжатием пружины (Xi)
и дополнительным сжатием при измельчении материала (Х2).
Пружина сжимается под действием силы предварительного сжа-
тия Рн и дополнительной силы, возникающей в процессе измель-
чения:
Л=Л!+Л2 (111,17)
A1=4PHi^/(G'yrJ) (111,18)
А2=4 (Рн-РН1) R^/(Gyr}) (111,19).
Дополнительное сжатие пружины возникает в том случае,,
когда для разрушения измельчаемого материала недостаточна
жесткость пружин, т. е. мала сила Рн1. В этом случае можно,
увеличить жесткость пружины за счет ее предварительного сжатия,
однако до определенного предела, когда пружина еще сохраняет
эластичность и попадание в измельчитель особо' прочных предме-
тов (гаек, болтов и т. п.) не повлечет поломок.
В нормальном рабочем состоянии машины никакой дополни-
тельной осадки пружины при измельчении материала быть не
должно. В этом случае Рн = РН1 и решение возникающих задач
сводится к следующему. Если известна жесткость пружин, при-
жимающих ролики к кольцу, из схемы сил находят силу Р, сжи-
мающую измельчаемый материал. Она приложена к середине-
дуги т — п и направлена по радиусу ролика. Зная ар материала,.
7 Заказ 1080 97
no формуле (III,13) определяют его сечение/1. А затем по сечению,
используя формулу (111,10), находят угол р, а по формуле
(III,11) — угол АВС, далее по формуле (III,12) определяют круп-
ность исходного сырья г.
В идеальном случае размер частиц исходного сырья, рассчи-
танный по формуле (111,12), должен совпадать с результатами,
полученными по формуле (111,9). В действительности они могут
резко отличаться друг от друга, так как оценка размера кусков
исходного сырья производится с разных точек зрения. В первом
случае определяющим фактором является коэффициент трения
измельчаемого материала о материал ролика и кольца, а во вто-
ром — жесткость нажимных пружин. Из двух результатов нужно
принять меньший. При этом следует учитывать важное для прак-
т ических целей обстоятельство.
При выводе формул (111,10)—(111,12) принимали во внимание
не единичный кусок исходного сырья, как, например, при выводе
формулы (111,9), а объем материала, заключенный между лини-
ями соприкосновения наибольшего куска материала, ролика и
кольца. Следовательно, необходимо иметь в виду не только круп-
ность исходного сырья, но и объем сырья, находящегося в зоне
измельчения.
В том случае, когда измельчитель питается сырьем, крупность
частиц которого меньше расчетной величины, найденной по фор-
муле (111,12), питание машины должно быть равномерным и объем
сырья в зоне измельчения не должен превышать объема, ограни-
ченного линиями соприкосновения наибольшего куска с роликом
и кольцом.
Подбор машины для измельчения сырья определенной круп-
ности и механической прочности может быть произведен в таком
порядке.
По формуле (111,9) выбирают измельчитель подходящих раз-
меров. По формуле (111,12) находят угол АВС, по (111,11) — угол
Р, по формулам (111,10) и (111,13) — силу Р. По схеме сил, дейст-
вующих на ролик, находят жесткость пружины Рн и, наконец,
по формуле (111,15) определяют требуемую усадку пружины,
которую устанавливают с помощью осадочных устройств, преду-
смотренных на каждой машине.
Производительность ролико-кольцевого измельчителя пропор-
циональна ширине ролика или кольца, их окружной скорости,
крупности целевого продукта и зависит от прочности измельчае-
мого материала и условий эксплуатации машины.
Если принять, что измельчитель питается равномерно, гото-
вый продукт отводится непрерывно, и допустить, что после ро-
лика выходит полоса готового материала толщиной, равной
крупности целевого продукта, то объемную производительность
(в м3/ч) можно записать в следующем виде:
V^nD^eOBdKZp (111,20)
98
Рис. 65. Схема к’определеник»
скорости вращения размоль-
ного кольца:
I—8 — размольные ролики.
ролику 2. Следовательно,
где — внутренний диаметр кольца, м; В — ширина кольца, м; dK — размер
наибольших частиц готового продукта; zp — число роликов в измельчителе.
Объем, рассчитанный по формуле (111,20), не равен объему
материала в монолите и даже насыпному. Это объем сплошной
ленты, выходящей из-под роликов, но в действительности лента
несплошная, и это обстоятельство следует учитывать введением
в формулу (III,20) коэффициента, учитывающего плотность ленты.
Вводя в формулу насыпную плотность материала рн и поправоч-
ный коэффициент, учитывающий изменение толщины и плотности
ленты р,, получим производительность
(в кг/ч) измельчителя:
G = 188,4р^1П^</кРн (111,21)
d к, мм......... 0,84 0,30 0,15 0,075
р ........• . . 0,19 0,39 0,46 0,50
Важным фактором, влияющим на
производительность измельчителя,
является частота вращения кольца
(с увеличением частоты производи-
тельность растет).
Сырье поступает в измельчитель
несколько выше ролика 1 (рис. 65).
Если частота вращения кольца мала,
то материал будет накапливаться в его
нижней части и попадать в корпус
измельчителя, не успев подняться к
ролики 2 и 3 не будут измельчать материал.
Рассмотрим силы, действующие на частицу т при движении
внутри кольца.
На частицу действуют гравитационная дт и центробежная qc
силы. Гравитационную силу можно разложить на две составля-
ющие: радиальную N, которая прижимает частицу к кольцу,
и касательную S, увлекающую частицу вниз:
7V= q-t cos а (111,22)
5 = q-r sin а (111,23)-
qc=^(QT^2)/(gRi) (111,24)
где — радиус кольца; со — окружная скорость кольца.
Между частицей и кольцом возникает сила трения, равная
Т = (9с+ЛГ)/ (II 1,25)
где / — коэффициент трения скольжения частицы по внутренней поверхности
кольца.
7*
99
Чтобы частица поднималась вверх, необходимо условие
Т (111,26)
т. е. сила трения должна быть равной или больше силы, увлека-
ющей частицу вниз.
Таким образом
(9c + ^V) / 9т sin а (III,27)
Подставляя в выражение (111,27) значения qc и N, получаем
(9т«2)/(gRi) + 9т cos а / ^ gT sin а
или
(w2/g/?1 cos а) / sin а
Отсюда окружная скорость кольца
W (sin а—/соза)]// (III,28)
Из последнего выражения видно, что окружная скорость коль-
ца зависит от угла а, на который нужно поднять частицу. При
расположении роликов равносторонним треугольником с верши-
ной, совпадающей с верхней точкой кольца, угол подъема мате-
риала до второго ролика а = 60°. В этом случае
sin 60° = 0,866 cos 60° — 0,5
Тогда окружная скорость кольца будет равна
со /[g/?! (0.866 — 0,5/)]// (111,29)
Чтобы материал мог подняться до третьего ролика, он должен
повернуться на угол а = 90°. При этом окружная скорость кольца
должна быть
(111,30)
так как cos 90° = 0 и sin 90° = 1.
Чтобы удержать материал в самой верхней точке кольца,
когда а = 180°, окружная скорость должна быть
со /FffI (Ш,31)
поскольку в этом случае cos 180° = —1 и sin 180° = 0.
Скорость, определяемая по формуле (111,30), больше скорости,
определяемой по формуле (111,31). Следовательно, чтобы ролик 3
также участвовал в измельчении, окружная скорость кольца
должна быть не меньше рассчитанной по формуле (111,30).
Определим минимальную частоту вращения кольца (в об/мин)
измельчителя диаметром 800 мм, если коэффициент трения сколь-
жения материала по кольцу / = 0,4.
По формуле (111,30) найдем окружную скорость
т/ 9.81-0,4 пл
ю = у 3,14 м/с
откуда
3.14-30
<и.о.А ^75 °°/мпн
100
По формуле (111,30) находят нижний предел окружной ско-
рости кольца измельчителя. Верхний предел скорости определяют
из условий безаварийной работы измельчителя.
На практике установлено, что наиболее приемлемой для рас-
сматриваемых конструкций машин является окружная скорость,
определяемая по формуле (111,30). Превышение этой скорости при-
водит к преждевременному сбрасыванию материала с кольца,
ролики 2 и 3 используются менее эффективно, а рабочие элементы
измельчителя быстро изнашиваются.
Потребляемая мощность. Если в мельнице измельчают аб-
солютно упругие материалы или материалы, близкие им по своим
свойствам, потребляемую мощность в первом приближении можно
определять по формуле (1,59), введя в нее коэффициент полезного
действия т]. Он зависит от степени измельчения, достигаемой в од-
ном измельчителе, условий эксплуатации мельницы, а также от
равномерности питания и отвода из зоны измельчения готового
продукта. На этот коэффициент оказывает влияние и степень
совершенства конструкции самой машины. Установлено, что при
степени измельчения, равной 40, для упругих материалов коэф-
фициент полезного действия составляет от 0,05 до 0,06. По сравне-
нию с к. п. д. таких измельчителей, как щековая, конусная или
зубовалковая дробилки, к. п. д. ролико-кольцевой мельницы ни-
зок. Однако это общий недостаток всех измельчителей, где высокая
степень измельчения (i = 40 и более), т. е. всех известных мель-
ниц.
Потребляемую мощность мельницы, измельчающей пластичные
материалы, определяют опытным путем на действующих установках
или принимают по результатам промышленного измельчения ана-
логичных материалов.
Горизонтальные мельницы
В отличие от ролико-кольцевых вертикальных измельчителей
у горизонтальных мельниц (рис. 66) размольное кольцо и ролики
расположены горизонтально, а прижатие их к кольцу осуще-
ствляется центробежными силами, возникающими при вращении
роликов относительно вертикального вала.
Рабочими органами этой машины являются размольное кольцо
и ролики. Число роликов колеблется обычно от двух до шести
и зависит от размеров мельницы.
Исходное сырье питателем подают в чашу измельчителя через
штуцер 9. Затем скребками 1 материал поднимают на размольное
кольцо 10, где он попадает под вращающиеся ролики 2 и разма-
лывается. Измельченный материал потоком воздуха, поступа-
ющего через отверстия 13 из короба 12, перемещается в сепара-
тор 6, где отделяется крупная фракция и возвращается в измель-
читель на доизмельчение, а целевая направляется на дальней-
шую переработку.
101
На рис. 66, б показан размольный узел ролико-кольцевой
мельницы в станине с воздушными окнами, а на рис. 66, в —
центральный ведущий вал.
Рассмотрев устройство мельницы, можно сделать вывод, что
ее пригодность для измельчения данного материала зависит от
размеров размольного кольца и роликов, а также от частоты
вращения центрального вала. Размеры измельчающих элементов
Рис. 66. Ролико-кольцевая гори-
зонтальная мельница:
1 — скребки; 2 — ролики; 3 — оси
роликов; 4 — шарнир; 5 — централь-
ный вал; в — сепаратор; 7 — кресто-
вина-водило; 8 — кожух; 9 — штуцер
питания; ю — размольное кольцо; 11—
станина; 12 — воздушный короб; 18—
окна для воздуха; а — разрез мель-
ницы; б — общий вид размольного уз-
ла; в — центральный ведущий вал со
скребками.
машины, крупность исходного сырья и коэффициент трения сырья
по поверхности измельчителя объединены уравнением (111,9).
Связь между размерами мелющих элементов машины, частотой
вращения центрального вала и прочностью измельчаемого мате-
риала можно выяснить из анализа схемы сил и моментов, дей-
ствующих на ролик при его вращении (рис. 67).
Центробежная сила, Действующая на ролик:
9с = (9т®2)/(?^)
где дт — масса ролика; со — окружная
—02; R — радиус вращения ролика,
от Do/2 до D/2 + е.
скорость ролика относительно оси
величина которого может меняться
Центробежная сила отклоняет ролик в
нии к размольному кольцу, а масса ролика
радиальном направле-
qr препятствует этому.
102
Рис. 67. Схема действующих сил и
моментов в ролико-кольцевой мель-
нице (горизонтальной).
Очевидно, чтобы ролик при вращении отклонился к кольцу
и оставался прижатым к нему, необходимо следующее условие:
дс1 7т^ (Ш,32)
причем
e = D1/2-(Z)0/2 + Z)2/2) (III,33)
Если частота вращения приводного вала п (об/мин), то
(о = лЯп/зО (II 1,34)
gc^gT^R^/^gR = gTRn^/^OQ (111,35)
При этом принято, что л2 = g и R выражено в м. Если при
движении ролик остается при-
жатым к кольцу, то
= —£?2)/2 = /?1 —/?2 (Ш.36)
Из формул (111,33), (111,35)
и (III,36) можно найти мини-
мальную частоту вращения цен-
трального вала, когда ролик
соприкасается с кольцом:
?т»2 (D) —Д2) _
900 ’ 2 1 ~
/ Р} Ро Р2 \
- 9т \ 2 2 '2 )
Откуда
п = 30 V (P^Po-PJ/fJ^-Pj'l
(111,37)
Однако при такой частоте вращения (п), ролик не будет разда-
вливать материал. Для разрушения материала нужно, чтобы ролик
давил на кольцо с определенной силой, рассчитываемой по формуле
(Ш,13).
Рассматриваемый измельчитель можно рассчитывать по фор-
мулам, выведенным для расчета ролико-кольцевого вертикаль-
ного измельчителя: сечение деформируемого тела определяют
по формуле (III,10); угол £ — по формулам (111,11) и (111,12);
силу, необходимую для разрушения материала, — по формуле
(111,13); крупность кусков исходного сырья — по формуле (111,14).
Для разрушения материала в измельчителе должно быть соблю-
дено условие
7с (111,38)
Приняв во внимание выражения (111,35) и (111,36), получим
(ПЬ39)
Отсюда
-9т(д,Р_Д2) (Ш.40)
103
Чтобы определить разрушающую силу Р, необходимо по фор-
муле (III,12) найти cos АВС, по формуле (111,11) — 0, по фор-
муле (111,10) — F и по формуле (111,13) — Р. При этом предпо-
лагается, что значения 2?х, R2, г, В и ор известны.
Производительность мельницы определяют по формуле
(III,21).
Горизонтальные ролико-кольцевые измельчители, или, как их
еще называют, маятниковые, имеют диаметр роликов от 230 до
475 мм; диаметр размольного кольца от 600 до 1200 мм; частоту
вращения центрального вала от 200 (для малых) до 142 (для самых
больших) об/мин; мощность двигателя от 3 до 40 кВт.
Ролико-кольцевая мельница модели МК-2 имеет следующую
техническую характеристику:
Внутренний диаметр размольного кольца, мм............ . . 1100
Ширина кольца, мм......................................190
Диаметр роликов, мм....................................410
Ширина роликов, мм.....................................200
Частота вращения центрального вала, об/мин.............105
Мощность двигателя, кВт.................................40
Масса машины, т........................................9,0
Производительность таких мельниц колеблется в широких
пределах в зависимости от физико-механических свойств измельча-
емого материала и размеров частиц конечного продукта. В мель-
нице с размольным кольцом диаметром 1100 мм достигнут следу-
ющий выход продукта на единицу затраченной мощности:
Тонина помола (отверстия в си- те), мм Остаток на сите, % Выход продук- та на 1 кВтч
Известняк . . . . . . . 0,043 1,0 106
Известь . . . 0,074 2,0 120
Каолин . . . 0,043 0,05 106
Мел . . . 0,043 1,0 60
Песок кварцевый . . . 0,074 5,0 143
Тальк . . . 0,043 1,5 91
Потребляемую мельницей мощность в первом приближении
можно определить по формуле (1,59). При этом к. п. д. мельницы
можно принять таким же, как и для вертикальных ролико-коль-
цевых мельниц, т. е. 0,05—0,06.
Горизонтальные ролико-кольцевые мельницы применяют для
сухого измельчения мягких, хрупких и нелипких материалов.
ГЛАВА IV
ИЗМЕЛЬЧИТЕЛИ ИСТИРАЮЩЕ-РАЗДАВЛИВАЮЩЕГО
ДЕЙСТВИЯ
В машинах этого типа измельчение материала производят
комбинированным действием прямого раздавливания с истира-
нием.
В данном случае истирание материала предусмотрено в самой
конструкции измельчителя и в процессе измельчения оно играет
Рис. 68. Схема разрушения частицы сочетанием раздавливания с истиранием:
а — до раздавливания; б — деформация без разрушения; в — появление продольных тре-
щин; г — разрушение истиранием.
положительную роль. Механизм истирания и его значение могут
быть выяснены на примере разрушения тела с помощью пресса.
При раздавливании тела прессом (рис. 68) оно деформируется
и принимает форму бочонка, высота его уменьшается, а сечение
по мере удаления от сжимающих поверхностей увеличивается.
Когда напряжение сжатия в теле превысит предел прочности
материала, тело будет разрушено. В нем появятся трещины,
идущие в направлении сжатия, однако оно не развалится. Частицы
будут удерживаться вместе еще сохранившимися внутренними
связями, а также силами трения, возникающими между части-
цами и раздавливающими поверхностями.
При продолжении сжатия тело еще больше сплющится, тре-
щины увеличатся, от тела могут отделиться мелкие частицы, но
его основная масса останется в компактном состоянии даже и тогда,
когда раздавливающая нагрузка будет снята. Дальнейшее сжатие
тела может привести к спрессовыванию частиц, образованию из
них диска с рваными краями, т. е. к процессу, обратному измель-
чению.
105
Рис. 69. Схемы истирающе-раздавливающих измельчителей:
а — жернова; б — бегуны; в — катково-чашевая мельница; г — катково-тарельчатая мель-
ница; б — центробежная шаро-кольцевая горизонтальная мельница; е — центробежная
шаро-кольцевая вертикальная мельница; эю — одноярусная шаро-кольцевая мельница;
з — двухъярусная шаро-кольцевая мельница; и — двухъярусная трехрядная шаро-коль-
цевая мельница; к — вальцовая мельница; л — бисерная мельница.
Иная картина наблюдается, когда одна из сжимающих поверх-
ностей, помимо движения в осевом направлении к образцу, в мо-
мент его разрушения сжатием сделает поворот относительно соб-
ственной оси. Возникающие при таком повороте силы трения,
или касательные силы, разорвут оставшиеся между частицами
связи, развалят тело по образовавшимся трещинам и предотвра-
тят их спрессовывание. При этом между раздавливающими по-
верхностями и материалом почти отсутствует такое скольжение,
которое наблюдается в парах вал — подшипник и цилиндр —
поршень.
Таким образом, эффект истирания достигается за счет разда-
вливающих сил, действующих на материал, и разности линейных
скоростей движения соответствующих точек, принадлежащих
сжимающим поверхностям.
В рассмотренном примере касательные усилия возникают
в результате поворота одной из сжимающих поверхностей относи-
тельно другой. Но они возникают и в том случае, когда будет
поворачиваться и другая поверхность. Нужно только, чтобы эта
поверхность двигалась либо в другом направлении, либо с линей-
ной скоростью, отличной от скорости движения первой. Иначе
говоря, для получения истирающего эффекта поверхности, разда-
вливающие материал, должны в соответственных точках иметь
разность линейных скоростей движения. Это и предусмотрено
во всех конструкциях измельчителей истирающего действия.
К ним относятся жернова, бегуны, катково-тарельчатые, шаро-
кольцевые, вальцевые и бисерные мельницы (рис. 69).
ЖЕРНОВЫЕ ИЗМЕЛЬЧИТЕЛИ
Основными рабочими элементами жернового измельчителя
(рис. 70) являются два каменных круга 3 и 4, называемых жерно-
вами. Один из жерновов (нижний либо верхний) приводится во
вращение, а второй остается неподвижным. Верхний жернов своей
тяжестью, а также с помощью пружин 8 прижимается к нижнему
подвижному. Материал, подлежащий измельчению, через воронку
6 поступает внутрь верхнего жернова и затем центробежными
силами, а также с помощью специальных насечек на рабочих
поверхностях жерновов затягивается между последними и измель-
чается
Измельченный материал выбрасывается в кожух 7 и выходит
через штуцер 2. Крупность помола регулируется установочным
устройством 7, позволяющим перемещать один из жерновов в осе-
вом направлении.
Жерновые измельчители имели широкое применение в муко-
мольном производстве. В настоящее время они вытеснены более
производительными измельчителями — вальцевыми. В химиче-
ской промышленности жерновые измельчители применяют для
размалывания и растирания красителей. Главным их достоинством
107
является инертность материала мелющих элементов — жер-
новов.
При измельчении и растирании материалов изнашиваются
частично и рабочие поверхности измельчителя. Продукты изнаши-
вания переходят в продукт измельчения. Например, загрязнение
красителя металлом приводит к изменению цвета красителя,
Рис. 70. Жерновая мельница:
1 — установочный маховик; 2 — выводной штуцер; 3 — нижний жернов; 4 — верхний
жернов; 5 — бандаж; 6 — питающая воронка; 7 — кожух; 8 — нажимные пружины; 9 —
опорно-приводное колесо; 10 — центральный вал с приводом; 11 — червячная пара; 12 —
подпятник.
Рис. 71. Высокоскоростной жерновой измельчитель;
1 — станина с приводом; 2 — корпус измельчителя с жерновами; з — кожух (сборник про-
дукта); 4 — бункер исходного сырья; 5 — пускатель.
неустойчивости его при воздействии света, тепла или атмосфер-
ных осадков. Такая опасность уменьшается, если рабочие поверх-
ности измельчителя изготовлены из инертного материала (камня).
Долгое время считали, что не стоит усовершенствовать жерно-
вые измельчители, так как их целесообразнее заменить более
совершенными машинами. Однако в последнее время эти измель-
чители стали снова широко использоваться, известны даже случаи
получения патентов на них.
В современных жерновых измельчителях жернова изготовляют
из корунда, а детали, соприкасающиеся с измельчаемым материа-
лом, из легированной стали. Частота вращения нижнего жернова
достигает 3000 об/мин и более.
Один из современных высокоскоростных жерновов измельчите-
лей показан па рис. 71.
108
БЕГУНЫ
Бегуны (рис. 72) состоят из катков У, закрепленных на полу-
осях 2, шарнирно соединенных с водилом 3, центрального вала 4,
опирающегося на подпятник 7 и через втулку на чашу 5. Водило
3, вращаясь, увлекает за собой катки 1, заставляя их бегать
(отсюда «бегуны») по дну чаши. Сырье подается в чашу, где из-
мельчается катками до нужной то-
нины. В процессе измельчения цен-
тробежные силы сдвигают материал
к наружной стенке чаши, откуда
его возвращают снова под катки
с помощью специальных скребков.
В бегунах материал измель-
чается раздавливанием и истира-
нием. В этой машине оба способа
дополняют друг друга. Раздавли-
вание происходит при попадании
кусков под тяжелые катки, а ис-
тирание производится при постоян-
ном поворачивании катков относи-
тельно их вертикальной оси.
Точки, расположенные по ширине
обода относительно центрального
вала, имеют различные скорости,
которые зависят от радиуса дви-
жения точек. За один оборот цен-
трального вала средняя по ширине
обода катка точка пройдет путь
S0 = nD0
Путь, пройденный внутренней
точкой обода
5в = л (Do — b)
а наружной точкой
•Ун=л (Dq-{- Ъ)
Внутренняя точка обода отстает
Рис. 72. Бегуны:
1 — катки; 2 — полуоси катков; 3 —
водило; 4 — центральный вал; 5 —
чаша; 6 — коническая пара; 7 — под-
пятник; 8 — скребки.
от средней на величину
Sq — Sb — Tib
а наружная опережает соответственно на
А' н—S о —— Tib
На бегунах можно получить измельченный продукт, в кото-
ром размер частиц не превышает 40 мкм.
До появления барабанных мельниц бегуны широко применя-
лись во многих отраслях промышленности, в том числе и в хими-
ческой. В настоящее время их используют реже, лишь для
109
измельчения вязких материалов в сочетании с перемешиванием.
Существуют различные конструкции бегунов и для сухого,
и для мокрого измельчения. Встречаются бегуны с приводом,
Рис, 73. Бегуны для мокрого помола с вращающимися катками и нижним
приводом:
1 — станина; 2 — чаша; з — кожух; 4 — центральный вал; 5 — катки; 6 — питающая
воронка; 7 — бандаж катка; S — кривошип; 9 — ось катка; 10 — приводная коническая
пара; 11—двигатель.
расположенным под чашей, как показано на рис. 73, и над нею
(рис. 74), с вращающимися катками (рис. 72—74) или враща-
ющейся чашей (рис. 75, 76).
110
Рис. 74. Бегуны с вращающимися катками и верх-
ним приводом.
Рис. 75. Бегуны с вращающейся чашей, нижним
приводом в подвешенными катками.
Рис. 76. Бегуны с вращающейся чашей, нижним при-
водом и вертикально скользящими катками.
Измельчение материала в бегунах производится под действием
силы тяжести катков, поэтому они должны быть массивными.
Так, в современных бегунах масса одного катка достигает 5 т.
При вращении таких катков относительно оси центрального
вала развиваются большие центробежные силы, поэтому необ-
ходимо усиление и, следовательно, усложнение приводной части
бегунов. Вот почему большие бегуны изготовляют с вращающейся
чашей, а катки при этом поворачиваются только относительно
собственных осей.
У бегунов с вращающейся ча-
шей есть еще одно преимущество
перед бегунами с поворачива-
ющимися катками: при мокром
измельчении под действием центро-
бежных сил суспензия прижи-
мается к наружному борту чаши
и легче проникает через сетки
в этих бортах. В табл. 11 приве-
дена техническая характеристика
бегунов отечественного {произ-
водства.
Рис. 77. Схема к определению
размеров бегунов.
Рассмотрим зависимость диа-
метра катков от размеров кусков
сырья, которые можно измельчить
этими катками (рис. 77).
На частицу диаметром d действуют силы сжатия Р и трения Т.
Составляющая Sp силы Р стремится перемещать частицу перед
катком, а составляющая St силы Т — увлечь кусок под каток.
Чтобы каток смог набежать на частицу и разрушить ее, необ-
ходимо выполнить условия St Sp или <р а/2 и 2<р а,
т. е. угол захвата а должен быть меньше двух углов трения <р.
В соответствии с рис. 77 имеем:
cos а = (D — d)l(D + d)
tg а/2 = (1—cosa)/sincc = (l— cos а)/рЧ —cos2 а
После подстановки в это выражение значения cos а и соответ-
ствующих преобразований получаем
tga/2 = d//Dd, т. е. f^dlVDd
или
D (1//2) d (IV,1)
По формуле (IV,!), зная крупность исходного сырья, можно
определить минимальный диаметр катков или, зная диаметр
катков, определить максимальный размер кусков исходного сырья.
Измельчающая способность катков зависит, прежде всего,
от их ширины и массы. Каток не может разрушить кусок матери-
ала, если его масса недостаточна для этого. Если ширина катка Ь,
8 Заказ 1080 113
его масса G (кг), а объем разрушаемого материала kd?bld, то
работа, которую необходимо затратить для разрушения этого
объема, очевидно, составит
Ap = kcspd2b/2E (IV,2)
Эту работу можно представить в виде произведения силы тя-
жести G на деформацию материала AtZ, приводящую его к разру-
шению:
А р = G&d
Но
AtZ = etZ = (o,y,//?) d
где е — относительное сжатие материала.
Рис. 78. Схема рессорного нажатия
на катки:
1 — ось вращения чаши; 2 — опорная
стойка; 3 — ступица чаши; 4 — приводная
шестерня; 5 — чаша; 6 — опорная кон-
струкция; 7 — натяжные винты; 8 —
стяжка: 9 — рессора; 10 — упорный винт;
11 — ось вращения катков; 12— криво-
шип; 13 — ось качания кривошипа.
Следовательно
Ap=k(fJpd2b/2E} = G (СpjE^d (IV.3)
, Сила тяжести катка на материал
G — kGpdb/2 (IV,4)
Из формулы (IV,4) видно, что с увеличением прочности мате-
риала Ор, крупности сырья d и ширины катка b сила нажатия
катков возрастает.
Если каток бегунов не имеет специального нажимного при-
способления, то для раздавливания материала необходимо соблю-
дение условия:
G = (nD2!Q bp = kopdb/2 (IV,5)
Отсюда диаметр катков:
D = yk2opd/np (IV,6)
В формулах (IV,5) и (IV,6) d — поперечный размер кусков исходного сырья,
см; b — ширина катка, см; р — плотность материала, из которого изготовлен
каток, кт/см3; D— диаметр катка, см; к — коэффициент формы, учитывающий
уменьшение объема частиц по сравнению с объемом куба, ребро которого равно d.
Для уменьшения размеров бегунов в современных конструк-
циях усилие катков, передаваемое на материал, дополняется уси-
£14
лием, создаваемым специальными рессорами или пружинами, как
показано на рис. 78
G = Gt-|-G2
где Gx — сила тяжести катка; Ga — усилие, передаваемое через каток специ-
альным нажимным устройством.
Производительность бегунов. Производительность бегунов за-
висит от ширины, числа катков, скорости их вращения относи-
тельно центрального вала, свойств измельчаемого материала,
а также условий эксплуатации бегунов (равномерности питания
и своевременного вывода готового продукта из зоны измельчения).
Если принять, что питание бегунов сырьем осуществляется равно-
мерно в соответствии с их производительностью, а готовый про-
дукт непрерывно выводится из зоны измельчения, то производи-
тельность бегунов определяют исходя из следующих допущений.
За каждым катком при движении остается слой материала
толщиной, равной размеру частиц продукта. Обозначим размер
частиц продукта <3К, ширину обода катка Ъ, частоту его вращения
относительно оси центрального вала п и плотность слоя материала
после катков р,, тогда объемная производительность (в м3/ч)
катка
V = TcDobdKneOii1
где Dq — расстояние между осями катков, м; b — ширина катка, м; п —Ча-
стота вращения катка относительно оси центрального вала, об/мин.
Если бегуны имеют z катков, а насыпная плотность материала
равна рн, то производительность катков (в кг/ч) определяют по
формуле:
G = 188,4pivDob dKnp„z (IV,7)
Пример. Определить производительность бегунов, имеющих два катка.
Ширина катка b = 200 мм, расстояние между осями катков Do = 600 мм, ча-
стота вращения катков относительно оси центрального вала п = 26 об/мин.
Крупность помола продукта dK — 70 мкм. Насыпная плотность уатерпала рн ==
= 1400 кг/м3; Pj = 0,7.
Решение. По формуле (IV,7) имеем:
G = 188,4 • 0,7 • 0,6 • 0,2 • 0,00007 • 26 • 1400 • 2 = 1150 кг/ч
Результаты, полученные по формуле (IV,7), могут значительно
отличаться от практических результатов. Если применяются бе-
гуны периодического действия и готовый продукт в процессе
'измельчения из них не выводится, это сильно тормозит процесс.
Сначала в материале, находящемся в чаше бегунов, увеличивается
содержание готовой фракции; достигнув некоторой величины,
оно остается постоянным, сколько бы материал ни измельчали.
Чтобы продолжить измельчение, необходимо удалить из чаши
готовый продукт. Это осуществляют периодическим рассевом ма-
териала на ситах.
В бегунах непрерывного действия готовый продукт отводят
через решетки, расположенные в боковых стенках или днище.
8*
115
Используя формулу (IV,7) для периодических бегунов, необ-
ходимо учитывать вспомогательное время, необходимое для за-
грузки и выгрузки материала, а также для его рассева.
Потребляемая мощность. Расход энергии измельчителей этого
типа (при измельчении хрупкого материала) можно определить
по формулам (1,59) и (1,60). Значение к. п. д. т] принимают в пре-
делах от 0,03 до 0,06. Как указывалось выше, бегуны обычно
применяют для измельчения вязких материалов. В этом случае
формулами (1,59) и (1,60) пользоваться нельзя, и общий расход
энергии находят приближенно как сумму энергий, расходуемых
на преодоление сил трения скольжения и качения катков по ма-
териалу, а также трения в движущихся элементах бегунов.
Расход энергии на преодоление силы трения скольжения
является основным и определяется следующим образом.
При одном обороте центрального вала бегунов средний путь
скольжения внутренней и наружной частей обода равен лЬ/2,
а общая длина скольжения пЪ.
При частоте вращения центрального вала п (в об/мин) длина
скольжения катка будет равна лЪп. Работу скольжения можно
найти как произведение ТлЬп.
Сила трения катка Т = (7/с, где G — сила тяжести катка,
а /с — коэффициент трения скольжения катка по Измельчаемому
материалу.
Работа скольжения одного катка в единицу времени (в ч)
определяется из выражения
Лс = С/сл^.б0 (IV,8)
Если в бегунах число катков z, то работа скольжения равна
71c = 188,4G/c^z (IV,9).
а потребляемая мощность (в кВт)
188AGfcbnz
Nc= 3600-103
или
Gfcbnz
Nc = 194 • Юз (IV, 10)
где G — сила тяжести одного катка; b — ширина катка, м; п — частота враще-
ния катка, об/мин; z — число катков.
Мощность, затрачиваемая на преодоление трения качения
катков по материалу, определяется по формуле
Gf^Donz
Nk~ 60-103/? (IV,11)
где /к — коэффициент трения качения; Do — средний диаметр вращения кат-
ков относительно оси бегунов, м; R — радиус катка, м.
Расход энергии на преодоление трения в элементах измельчи-
теля учитывается механическим коэффициентом полезного дей-
116
ствия т]м приводного механизма. В этот коэффициент входят ко*
эффициенты трения в подшипниках, передачах и др. Его значение
колеблется в пределах 0,7—0,8.
Установочную мощность двигателя к бегунам определяют
по формуле:
Рис. 79. Катково-тарельчатая мельница:
1 — чаша* 2 — размольное кольцо; з — ка-
ток; 4 — ось катка; 5 — ось нажимного ры-
чага; 6 — нажимной рычаг; 7 — нажимная
пружина; 9 — корпус мельницы; 9 — опор-
ная плита; ю — привод; 11 — сепаратор.
ЛГд-СУс + ЛМ/Пм (IV.12I
КАТКОВО- ТАРЕЛЬЧАТЫЕ
МЕЛЬНИЦЫ
На рис. 79 показан разрез
катково-тарельчатой мельницы
с глубокой тарелкой (чашей).
Рабочими элементами измель-
чителя являются чаша 1 с ук-
репленным в ней размольным
кольцом 2 и катки 3, враща-
ющиеся на осях 4. Катки при-
жимаются к размольному
кольцу специальным меха-
низмом, состоящим из оси 5,
рычага 6 и нажимной пру-
жины 7. Измельчаемый мате-
риал подается во враща-
ющуюся чашу 1, отбрасыва-
ется центробежной силой к
размольному кольцу 2, попа-
дает под катки 3, измель-
чается и выбрасывается из
чаши. В это же время поток
газа, идущий снизу и попада-
ющий в кольцевую щель ме-
жду тарелкой и корпусом мельницы, подхватывает измельченный
материал и выносит его в сепаратор. Отделяемые в сепараторе
крупные частицы снова возвращаются в чащу, а целевой продукт
уходит с газовым потоком на дальнейшую обработку.
На рис. 80 показана более современная модель катково-тарель-
чатой мельницы. Глубина тарелки у этого измельчителя значи-
тельно уменьшена, края ее сделаны более пологими, что суще-
ственно облегчает вывод измельченного материала из зоны из-
мельчения и увеличивает влияние истирающего эффекта на про-
цесс измельчения. Другой.особенностью этой мельницы является
более компактное решение нажимного устройства катков. В отли-
чие от предшествовавшей модели здесь применен рычаг второго
рода. Такое устройство обеспечивает при тех же габаритах боль-
шее усилие нажатия катков на материал.
Современная катково-дисковая мельница с тарелкой-диском
показана на рис. 81.
117
Измельчаемый материал через штуцер питания 7 поступает
на вращающуюся тарелку 2 с закрепленными на ней броневыми
плитами 3. Далее материал попадает под катки 5, измельчается
и центробежной силой отбрасывается к броневому кольцу 12.
Поступающий через окна 14 воздух проходит по кольцевой щели
между тарелкой и броневым кольцом, подхватывает измельченный
Рис. 80. Катково-тарельчатая мельница:
1 — тарелка; 2 — размольное кольцо; 3 — каток; 4 — ось катка; 5 — ось нажимного рычага»
6 — нажимной рычаг; 7 — нажимная пружина; 8 — корпус мельницы; 9 — короб для воз-
цуха; ю — привод; 11 — сепаратор.
Рис. 81. Катково-дисковая мельница:
1 — корпус; 2 — тарелка-диск; 3 — броневая плита; 4 — ось рычага; 5 — каток; 6 — ось
катка; 7 — штуцер питания; 8 — рычаг; 9 — нажимная пружина; 10 — сепаратор; 11 —
упорный винт; 12 — броневое кольцо; 13 — привод; 14 — окно для воздуха.
материал и выносит его в сепаратор 10. Крупная фракция из се-
паратора возвращается в мельницу на домол, а целевой продукт
вместе с потоком воздуха уходит на дальнейшую обработку.
Измельчение материала на тарелке производится под дейст-
вием силы тяжести катков и усилий пружин 9, передаваемых
через рычаги 8.
Катково-тарельчатые измельчители по способу измельчения
схожи с бегунами и по сравнению с ними имеют ряд особенностей.
В обычных бегунах материал разрушается под действием силы
тяжести катков. Катки изготовляют достаточно массивными,
поэтому бегуны получаются громоздкими. Эта громоздкость со-
храняется и в конструкциях современных бегунов, несмотря на
118
наличие в них пружинных усилителей. Поскольку в катково-та-
рельчатых мельницах к силе тяжести катков добавляется усилие,
создаваемое специальными пружинами, у измельчителей этого
типа катки значительно меньших размеров, чем у бегунов, и сама
машина более компактна.
Компактные катково-тарельчатые измельчители можно уста-
навливать непосредственно под сепараторами, создавая единый
размольный агрегат. Это, однако, не означает, что катково-та-
рельчатые измельчители могут во всех случаях заменить бегуны.
Рассматриваемые мельницы применяют для сухого и тонкого
измельчения неразмывающихся и неслипающихся материалов.
При необходимости материал в мельнице предварительно под-
сушивают нагретым воздухом, который используют затем для
транспортирования из мельницы измельченного материала.
В рабочем положении между катками и тарелкой устанавли-
вают зазор, равный примерно 0,5 мм, который предохраняет ра-
бочие поверхности машины от преждевременного износа. Зазор
поддерживается с помощью упорных винтов 11. Пуск машины
осуществляют при освобожденных пружинах. Перед остановкой
прекращают питание мельницы с таким расчетом, чтобы на та-
релке не оставалось материала. Это облегчает пуск машины.
Пружины натягивают после пуска, причем силу натяжения конт-
ролируют приборами.
Катково-тарельчатые измельчители с плоской тарелкой раз-
личных размеров выпускают предприятия ГДР. В табл. 12 при-
ведена техническая характеристика этих мельниц.
Таблица 12. Техническая характеристика катково-тарельчатых
измельчителей с плоской тарелкой
Показатели Тип мельницы
650 900 1250
Диаметр тарелки, мм Частота вращения, об/мин Потребляемая мощность, кВт Производительность, т/ч Крупность сырья, мм Масса мельницы без сепаратора, кг 650 90 23—28 0,3—1,7 10-15 4150 900 68 44—60 3,0—5,5 15—20 6630 1250 53 130—160 7,0—12,0 25—30 26 660
Зависимость между диаметром катков и размерами кусков
сырья такая же, как и для бегунов, но, поскольку в данном случае
катки имеют форму усеченного конуса, в формулах следует брать
меньший диаметр катка Dr (рис. 82):
Di (V/2) d
где / — коэффициент трения скольжения обода катка по измельчаемому мате-
риалу. л
119
Измельчающая способность катков зависит от их ширины 6,
силы тяжести катков G и усилий, передаваемых пружинами на
катки, Р. На объем материала, находящегося под катками, рав-
ный kbd\ действуют две силы: сила тяжести катка G и сила N,
О _ которую, согласно рис. 82, можно
р _________ с достаточной точностью опреде-
Г лить по формуле
Рис. 82. Схема к определению тех-
нологических размеров катково-дис-
N = S cos ф
SL = PH
Отсюда
S = P(H/L) (IV,,3)
Следовательно
N=P (H/L) cos ф (IV,14)
Работу разрушения рассма-
триваемого объема можно рас-
считать по формуле
Лр = и27/2£ = о^й2/2Е (IV,15)
Эту работу можно предста-
ковых мельниц.
формацию материала Ad, при
ние, т. е. (G + N)kd = Лр.
Но
вить в виде произведения разру-
шающей силы (G + N) на де-
которой наступает его разруше-
Следовательно
Отсюда
или
Ad^Op//?) d
Opkbd2/2E=(G+N) (Op/E) d
G-\-N— kff^db/2
G = P (H/L) cos q>=k(jpdb/2
(IV,16)
(IV,17)
где G — сила тяжести катка, кг; Н и L — плечи сил Р и S, см (являются конструк-
тивными размерами); ф — угол наклона оси катка к плоскости чаши; к — коэф-
фициент формы, учитывающий уменьшение объема частицы по сравнению с объ-
емом куба, ребро которого равно d; d — размер кусков исходного сырья, см;
b — ширина катков, см.
Формула (IV, 17) учитывает большое число факторов, влияющих
на эффективность работы измельчителя. Она позволяет решать
многие задачи технологического и конструктивного характера.
Если имеется уже готовый измельчитель, то ширина b и масса
катка G, угол наклона катков и значения Н и L являются из-
вестными величинами. Значение Р может меняться в некоторых,
также известных пределах. Следовательно, зная ор измельчае-
мого материала, можно определить допустимую крупность кусков
120
сырья для данной мельницы, чтобы она работала удовлетвори
тельно.
По формуле (IV,17) при известных Ор и d можно определить
конструктивные размеры элементов измельчителя. Например,
задавшись массой, шириной и углом наклона катка, можно найти
комплекс Р (H/L) или, приняв известным этот комплекс, найти
размеры и угол наклона катков.
Производительность катково-тарельчатого измельчителя за-
висит от ширины и числа катков, частоты вращения чаши, условий
питания мельницы и своевременного вывода из нее готового про-
дукта.
Приняв, что питание измельчителя производится равномерно
(как принято выражаться, машина не «голодает» и не «захлебы-
вается») и что готовую продукцию отводят полностью и своевре-
менно, можно допустить, как и для бегунов, что за каждым катком
при движении образуется слой материала толщиной, равной раз-
меру наибольшей частицы целевого продукта.
Обозначим размер наибольшей частицы целевого продукта tZK
й частоту вращения тарелки п. Тогда при ширине обода катка Ъ
объемная производительность (в ле3/ч) одного катка будет равна:
V=nDobdKn • 60 (IV,18)
Если в измельчителе z катков и насыпная плотность измельча-
емого материала рн, весовую производительность измельчителя
можно определять по формуле '(IV,7).
Потребляемая мощность. Расход энергии катково-тарельчатым
измельчителем при измельчении хрупкого материала определяют
по формулам (1,59) и (1,60). Значение общего к. п. д. машины при-
нимают в пределах от 0,03 до 0,06, либо вычисляют как сумму
энергий, расходуемых на преодоление трения скольжения и каче-
ния катков по материалу и трения в движущихся элементах ма-
шины.
При вращении тарелки измельчителя окружная скорость каж-
дой точки ее поверхности будет зависеть от расстояния этой точки
до оси вращения.
Величину трения скольжения катка по материалу можно
найти, приняв
лРп/60 = лР2пк/60
Тогда число оборотов катка будет равно:
nK = (Px/P2)n (IV, 19)
Разность скоростей точки 1 тарелки и точки 1 катка равна:
Aq1 = g)1—w1k = ji — b) n/60 = (nPi/60) (Dt/D2) n
Д(1»1 = (л1)т^/60) (1 — Dj/Po) — (лЬп/60) (IV,20)
где Dl D2 и Ъ в м.
121
Следовательно, точки 1 тарелки и катка будут скользить от-
носительно друг друга со скоростью Д©х. Средняя скорость сколь-
жения по всему ободу катка будет Д<в/2. Сила трения скольжения
равна:
rc=(G + 2V)fc (IV,21)
Работа скольжения (в Дж) составляет:
ЛС = ТС Aw/2 = (G +7V)/с Дсо/2 (IV,22)
а расход мощности в (кВт) на один каток:
7Vc=(G4-7V) /с Дсо1/2040 (IV,23)
где G и N в Н.
Расход энергии на преодоление силы трения качения:
Nk — (G + N) /клР0и/61 2007? с (IV,24)
где /к — коэффициент трения качения катков по измельчаемому материалу;
Do — средний диаметр вращения катка по чаше, м; Rc = (Pj ~Ь D2)/4 — сред-
ний радиус катка, м.
Расход энергии на преодоление трения в движущихся частях
измельчителя учитывается механическим коэффициентом полез-
ного действия машины. Этот коэффициент учитывает трение в под-
шипниках, передачах, шарнирах и т. д. Его значение колеблется
в пределах 0,75—0,85.
Установочная мощность двигателя (в кВт) в катково-тарельча-
том измельчителе определяется по формуле
ДГд = (7Ус + 7Ук)Л1м (IV,25)
ШАРО-КОЛЬЦЕВЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
Измельчение материала в шаро-кольцевых мельницах проис-
ходит при одновременном раздавливании и истирании. Раздавли-
вание происходит под действием усилий, передаваемых на шары
сжатыми пружинами (см. рис. 69, з—к), либо центробежных
сил размольного кольца (см. рис. 69, е, ж).
На рис. 83 схематически изображен шаро-кольцевой измель-
читель с горизонтальным расположением размольного кольца:
прижатие шаров к кольцу происходит под действием центробеж-
ных сил.
Измельчаемый материал через штуцер 6 поступает на враща-
ющееся водило 3, отбрасывается центробежной силой к размоль-
ному кольцу 8 и попадает под шары 7, где и измельчается.
Снизу из воздушного короба 9 через специальные окна в кор-
пусе и кольцевую щель между размольным кольцом и водилом
поднимается воздух, который подхватывает измельченный мате-
риал и выносит его в сепаратор 4. Тонина помола материала оп-
122
Рис. 83. Центробежная шаро-
кольцевая горизонтальная
мельница:
1 — центральный вал; 2 — подшип-
ник; 3 — водило; 4 — сепаратор;
5 — кожух; 6 — штуцер питания;
7 — шары; 8 — размольное кольцо;
9 — короб для воздуха; 10 — при-
водная пара; 11 — корпус.
мельницы при тонине по-
ределяется скоростью воздуха в кожухе измельчителя, поскольку
от скорости зависит подъемная сила. Чем больше скорость воз-
духа, тем крупнее частицы выносятся потоком.
Сила нажатия шаров на материал зависит от скорости их вра-
щения относительно оси вала и оп-
ределяется по формуле
qc=Qw^2/gR = ?щ/?п2/900
гДе — масса шара, м; R — радиус враще-
ния шара относительно осп центрального
вала, м; п — частота вращения шара отно-
сительно оси вала, об/мин.
На рис. 84 показана центробеж-
ная горизонтальная шаро-кольцевая
мельница с внутренним вентилято-
ром. Измельченный материал из зоны
измельчения уносится воздушным
потоком, создаваемым с помощью
вентилятора 8, находящегося на одном
валу с водилом. Поток воздуха, содер-
жащий мелкие частицы, проходит
сквозь отбойную сетку 7, попадает
в кожух 6 и уходит через канал к.
Крупные частицы задерживаются на
сетке и возвращаются в камеру из-
мельчения.
Измельчители этого типа имеют
диаметр размольного кольца от 600
до 1450 мм; частота вращения шаров
относительно оси измельчителя от 300
до 130 об/мин при потребляемой мощ-
ности от 8 до 100 кВт.
Эти мельницы применяют для раз-
мола мела, гипса, известняка, барита,
мрамора, угля, клинкера и других
материалов с аналогичными свойст-
вами. В зависимости от измельча-
емого материала производительность
мола —0,075 мм колеблется от 3 до 12 т/ч.
На рис. 85 схематически изображен шаро-кольцевой измель-
читель с вертикальным размольным кольцом, где шары прижи-
маются к кольцу центробежными силами.
Подлежащий измельчению материал питателем 8 равномерно
подается в размольную камеру, состоящую из размольного коль-
ца 2, закрепленного в корпусе 1, шаров 3, водила 4, сидящего
на валу 5 и связанного с ним шпонкой. В размольной камере
при вращении водила шары прижимаются центробежной силой
к размольному кольцу и измельчают попадающий под них материал.
123
1
Рис. 84. Центробежная шаро-кольцевая горизонтальная мельница с внутрен-
ним вентилятором:
1 — центральный вал; 2 — водило; з — корпус; 4 — размольное кольцо; 5 — шары; в —
кожух; 7 — отбойная сетка; 8 — вентилятор; 9 — питающая воронка.
Смотровая дверь
Рис. 85. Центробежная ша-
ро-кольцевая вертикальная
мельница с вентилятором:
1 — корпус; 2 — размольное
кольцо; з — шары; 4 — водило;
5 — вал; 6 — вентилятор; 7 —
отбойная сетка; 8 — питатель.
Измельченный материал потоком воздуха, создаваемым, вен-
тилятором 6, выносится из камеры и через отбойную сетку попа-
дает в выводной штуцер.
В шаро-кольцевых мельницах этого типа диаметр раздольных
колец 600, 700, 800 и 950 мм; диаметр шаров 140, 160 и 190 мм;
j / 2
Рис. 86. Одноярусная шаро-кольцевая мельница'
1 — подпятник; 2 — центральный вал; 3 — приводная пара; 4 — корпус; 5 — водило;
6— шары; 7 — нажимное кольцо; 8 — нажимная пружина; 8 — регулировочный винт;
Ю — вращающийся сепаратор; 11 — питатель; 12 — короб цля воздуха; 13 — воздушное
окно.
число шаров 4, 5 и 6; частота вращения вала 150, 200, 225,
250 об/мин; потребляемая мощность 10, 15, 20 и 25 кВт. Такие
мельницы предназначены для измельчения мягких и хрупких
материалов, таких, как жженая известь, шамот, гипс, минераль-
ные удобрения и т. п.
На рис. 86 показана одноярусная шаро-кольцевая мельница,
в которой шары прижимаются пружинами к размольному кольцу,
укрепленному на водиле 5. Измельчаемый материал подается
125
питателем 11 в центральную часть водила 5. При вращении водила
материал отбрасывается центробежной силой, попадает под шары 6
иразмельчается. Идущий снизу из воздушного короба 12 воздух
подхватывает измельченный материал и выносит его в сепаратор 10.
Рис. 87. Двухъярусная шаро-кольцевая мельница:
1 — подпятник; 2 — центральный вал; 3 — приводная пара; 4 — корпус; 5 — нижний ярус
шаров; в — водило; 7 — верхний ярус шаров; 8 — нажимное кольцо; 9 — нажимные пру-
жины; 10 — штуцер питания; 11 — регулировочный винт; 12 — сепаратор; 13 — короб для
воздуха.
Крупные частицы из сепаратора возвращаются обратно в мельницу
на доизмельчение, а целевой продукт уносится потоком.
Регулировочными винтами 9 можно изменять силу давления
шаров на размольное кольцо, что позволяет измельчать в такой
мельнице хрупкие материалы различной прочности.
Известны и другие, более сложные конструкции шаро-кольце-
вых мельниц. На рис. 87 изображена двухъярусная шаро-кольце_
126
вая мельница, где шары прижимаются к размольному кольцу
пружинами.
В зависимости от твердости измельчаемого материала
жесткость пружин можно менять, предварительно их сжимая.
Поступающий на измельчение материал попадает на водило 6
и центробежными силами смещается в первый ряд шаров, затем
Рис. 88. Двухъярусная трехрядная шаро-кольцевая мельница:
1 — подпятник; 2 — центральный вал; 3 — корпус; 4 — короб для воздуха; 5 — нижний
ярус шаров; в — водило; 7 — верхний ярус шаров (двухрядный); 8 — нажимное кольцо;
9 — нажимные пружины; 10 — регулировочный винт; и — сепаратор; 12 — штуцер пита-
ния; 13— двигатель.
самотеком во второй. Измельченный материал из зоны измельче-
ния уносится воздушным потоком, как в одноярусной мельнице.
Шаро-кольцевые многоярусные измельчители с пружинным
прижатием колец изготовлялись в США для размола углей (про-
изводительностью до 50 т/ч). В других странах они не нашли
применения.
На рис. 88 показан многоярусный шаро-кольцевой измельчи-
тель с двумя ярусами шаров, в верхнем ярусе шары расположены
в два ряда. Каждый ряд шаров прижимается своим кольцом. Такой
измельчитель можно назвать двухъярусным трехрядным.
127
Рис. 89. Шаро-кольцевая мельница с
размольными дисками:
1 — вал; 2 — корпус; 3 — нижний диск;
4 — размольное кольцо; 5 — крышка; в —
шары; 7 — верхний диск; 8 — штуцер пита-
ния; 9 — цилиндр; 10 — поршень; 11 —
скребки; 12 — выводной штуцер.
Помимо конструктивной громоздкости, измельчители этого
типа имеют ряд серьезных технологических недостатков. Чтобы
попасть во второй ярус шаров, материал должен двигаться от
периферии к центру, т. е. в направлении, противоположном дей-
ствию центробежных сил. При слабом давлении на материал
сверху он не попадает во второй ярус и ярус шаров вращается
вхолостую. Пространство перед вторым ярусом может забиваться,
и измельчитель останавли-
вается.
Вторым серьезным недо-
статком является накопление
под нижним ярусом крупных
частиц, которые уже прошли
этот ярус, не разрушившись,
а подъемная сила воздушного
потока недостаточна, чтобы
вернуть их на домол. Из-за
серьезных технологических не-
достатков многоярусные шаро-
кольцевые измельчители пока
не нашли широкого примене-
ния, однако работы над их
совершенствованием продол-
жаются и сейчас. В Швейца-
рии, например, запатентован но-
вый многоярусный шаро-коль-
цевой измельчитель, схемати-
чески показанный на рис. 89.
Рабочими элементами этой
мельницы являются внешнее неподвижное размольное кольцо
4, внутренние диски 3 и 7 и зажатые между ними- шары 6.
Оба внутренних диска посажены на приводной вал и связаны
с ним шпонкой. Верхний диск может перемещаться вдоль оси
вала, что позволяет прижимать к кольцу оба диска. Осевое сбли-
жение дисков, а следовательно, и прижим шаров к размольному
кольцу осуществляется гидравлическим устройством, состоящим
из поршня 10, связанного с валом, и цилиндра 9, соединенного
с верхним диском. Давление на поршень определяется прочностью
измельчаемого материала и тониной помола.
Подлежащий измельчению материал'подается на конусообраз-
ную крышку цилиндра 9 и центробежной силой увлекается к верх-
нему ряду шаров. Пройдя первый ряд шаров, материал попадает
на нижний диск 3 и отбрасывается к шарам второго ряда, где
и происходит его окончательное измельчение. Специальными
скребками 11 измельченный материал выводится через шту-
цер 12.
Возможны варианты двух-, четырех- и шестирядных мельниц
и для сухого, и для мокрого размола материала
128
В отличие от рассмотренных вышевмногоярусных шаро-кольце-
вых измельчителей новый вариант мельницы имеет наклонные
рабочие поверхности, что облегчает движение" материала там, где
ему приходится преодолевать действие центробежных сил. Новым
является и то, что плотный контакт между размольным кольцом,
шарами и дисками достигается гидрав-
лическим способом, а не с помощью
пружин. Промышленных образцов таких
мельниц пока нет.
Следует заметить, что теоретические
основы работы шаро-кольцевых измель-
чителей разработаны еще недостаточно,
и многочисленные конструктивные вари-
анты этих мельниц не имеют убедитель-
ного научного обоснования. Конструк-
торы и изобретатели при создании этих
машин руководствуются больше опытом
и запросами производства.
БИСЕРНЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
Бисерный, или песочный, измельчи-
тель, показанный на рис. 90, состоит из
корпуса А, дискового ротора Б и ста-
нины 8, внутри которой размещаются
насосы.
Цилиндр примерно на 2/3 или 3Л объема
заполняют специально приготовленным
кремне-кварцевым бисером (размер ча-
стиц 1—2 мм) или крупнозернистым из-
носостойким песком (размер частиц 0,6—
0,8 мм). При вращении ротора его диски
приводят бисеринки или песчинки в дви-
жение, интенсивность которого растет
с увеличением частоты вращения ротора.
Бисерные измельчители находят ши-
Рис. 90. Бисерный (песоч-
ный) измельчитель:
А — корпус; Б — дисковый
ротор; 1 — цилиндр; 2 — ко-
жух; з — вал; 4 — диски; 5 —
сито; в — приемник; 7 — элек-
тродвигатель; 8 — станина;
9 — бисер или песок.
рокое применение в производстве кра-
сок, эмалей, грунтовок и других аналогичных материалов.
Суспензия, предварительно подготовленная из пигмента и свя-
зующего, подается насосом через штуцер а в цилиндр, под-
нимается вверх, проходит через слой вибрирующих бисеринок
или песчинок, интенсивно измельчается, перетирается, затем
фильтруется через сито 5 и выводится по желобу b на дальнейшую
обработку. Измельчение твердой фазы происходит раздавливанием
и истиранием. Очевидно, чем медленнее подъем суспензии по ци-
линдру и интенсивнее вибрация бисеринок, тем лучше перетира-
ние пигмента и его смешение со связующим. Для охлаждения ци-
линдра в кожух 2 через штуцеры б и г подают холодильный агент.
9 Заказ Ю80
129
ГЛАВА V
ИЗМЕЛЬЧИТЕЛИ УДАРНОГО ДЕЙСТВИЯ
В измельчителях ударного действия измельчение материала
производится вследствие ударных нагрузок. Эти нагрузки могут
возникнуть при падении измельчающих тел на материал, столкно-
вении летящего материала с неподвижной поверхностью, столкно-
вении -материала и измельчающих тел в полете, столкновении
в полете самих измельчающихся частиц друг с другом.
Различают стесненный и свободный удар. При стесненном
ударе (рис. 91, а) материал разрушается между двумя соударя-
ющимися поверхностями и осколки разрушаемого тела свободно
разлетаются только в боковые стороны. В этом случае разруша-
ющий эффект зависит от массы ударяющего тела и скорости его
движения в момент удара. Кинетическая энергия ударяющего тела
в момент удара по измельчаемому материалу определяется по из-
вестной формуле:
Ey=q«)*/2g (V,l)
где qy — вес ударяющего тела; (оу — скорость движения тела в момент удара.
На разрушение материала расходуется часть энергии Еу.
При упругом ударе часть энергии возвращается обратно удари-
вшему телу, которое после удара отскакивает от измельчаемого
материала.
Если обозначить кинетическую энергию тела после удара через
2?р, то энергия, переданная измельчаемому материалу, будет
равна
\Е — ЕУ~ Ер (V,2)
Ep = qv*/2g (V,3)
где^Ор = Ей)у — скорость тела, которую оно имеет после удара.
Коэффициент восстановления 8 зависит от формы и природы
сталкивающихся тел:
Кусковый сланец по стали........................ 0,180
Кусковая апатитовая руда по стали................ 0,224
Кусковый базальт по стали........................ 0,290
Литые базальтовые шары по стали.................. 0.710
Стеклянные шары по стали......................... 0,895
9*
131
Из выражений (V,l), (V,2) и (V,3) имеем:
ДЕ= (gco|/2g).(l — £2) (V,4)
Для разрушения измельчаемого тела энергия должна быть
достаточной для преодоления внутренних сил сцепления между
частицами тела.
Сопротивление разрушаемого тела ударной нагрузке можно
охарактеризовать работой упругих деформаций этсгп тела при
статической нагрузке, определяемой по формуле (1,5).
Ударом измельчают твердые и хрупкие материалы, у которых
после снятия статической нагрузки отсутствует остаточная де-
Рис. 91. Схемы ударного измельчения:
а — жесткий удар рабочего тела по материалу, лежащему на опоре; б — удар свободно
летящего тела по материалу, лежащему на опоре; в — соударение рабочего тела и измель-
чаемого материала в полете; г — соударение частиц измельчаемого материала в полете
формация. Для таких материалов диаграмма сжатия представляет
собой наклонную прямую. При достижении разрушающего напря-
жения сжатия эта прямая круто обрывается. Поэтому указанные
материалы можно рассматривать как материалы, приближающиеся
по своим свойствам к абсолютно упругим. Следовательно, если
в выражении (1,5) текущее напряжение сжатия заменить пределом
прочности, то под А можно понимать работу однократного разру-
шения при раздавливании:
Лр = а^/2£ (V,5)
Очевидно, чтобы частица измельчаемого материала при удар-
ных нагрузках начала разрушаться, должно соблюдаться условие
АЛ’^Лр (V.6)
Формула (V,6) устанавливает связь между такими важными
для процесса измельчения факторами, как вес и скорость движе-
ния ударяющегося тела, размер и механические свойства разруша-
емых частиц.
При”свободном ударе (рис. 91, б—г) частицы материала разру-
шаются в результате столкновения их с ударяющими телами
или друг с другом в полете. В этом случае осколки разрушившейся
частицы могут разлететься во всех направлениях. Если при
132
стесненном ударе частицы материала разрушаются преимущест-
венно в местах сосредоточения наибольших усилий, то при сво-
бодном ударе они разрушаются в основном по наиболее слабым
спаям. Этим объясняется возможность получения из кровель-
ных сланцев, имеющих слоистую структуру, пластинчатой крупки,
чего нельзя достигнуть ни одним другим способом измельчения.
При свободном ударе разрушающий эффект зависит главным
образом от скорости столкновения тел и не зависит от того, какое
из них движется — разрушающее или разрушаемое. Когда разру-
шаемая частица ударяется о неподвижное или движущееся тело,
часть ее кинетической энергии, идущей на деформацию материала,
определяется по формуле (V,4).
Рис. 92. Сложение скоростей:
а — при встречном ударе; б — при набегающем ударе.
Работа разрушения упругой частицы
^р—& р Чг/ 2Ерг
где qr — вес разрушаемой частицы, Н; рг — удельный вес частицы материала,
Н/м3.
Разрушающую скорость при столкновении находят из соот-
ношения (V,6)
(7^./2g) (1 — е2) (j*qr/2Epr
или
(Оу (Гр /g/[£pr(l-E‘2)] (V„7)
где toy в м/с; g в м/с2.
Коэффициент восстановления для горных пород, кроме спе-
циально обработанных (базальтовые и стеклянные шары), почти
не влияет на расчеты по формулам (V,6) и (V,7), так как дробная
величина возводится в квадрат. При увеличении этого коэффи-
циента вес или скорость движения разрушающего тела по формуле
(V,6) и разрушающая скорость столкновения по формуле (V,7)
должны увеличиваться.
В тех случаях, когда разрушение материала производится со-
ударением движущихся частиц, разрушающая скорость столкно-
вения будет равна относительной скорости встречи этих частиц.
Так, при встречном ударе (рис. 92, а)
toy = to_j -j- w2
а при набегающем ударе (рис. 92, б)
(Оу =(0j — (02
133"
Из приведенных рассуждений ясно, что скорость разрушающего
удара зависит от механических свойств и плотности разрушаемой
частицы и не зависит от ее размеров. Формулы (V, 6) и (V, 7)
получены для измельчения ударом материалов, близких к абсо-
лютно упругим. При измельчении вязких материалов эти формулы,
хотя они и раскрывают взаимосвязь основных факторов, влияющих
на процесс измельчения, не дают точных результатов, поэтому
Рис. 93. Роторный копер:
Л диск; 2 — электромотор; з — кожух; 4, 9 — штуцера; 5 — ударник; б — отверстия
для ударника; 7 — конус; 8 — приемник осколков; 10 — вариатор.
Рис. 94. Держатель образцов:
1 » трубка; 2 —9 стопорное кольцо; 3 — стопорный винт; 4 — картонный угольник; 5 —
бумажная полоска; 6 — образец.
определить скорости движения, массу ударяющего тела, а также
скорости разрушающего удара можно пока только опытным путем.
Скорость разрушающего удара определяют на роторном копре,
показанном на рис. 93. Копер состоит из диска/, сидящего на одном
валу с электромотором 2, и кожуха 3. На радиусе диска предусмот-
рены отверстия, в которых можно закреплять ударник 5. Кожух
имеет штуцер 4 для ввода образцов, конус 7 для приема осколков
и штуцер 9, через который выводят скапливающийся в кожухе
материал.
Введенный в корпус копра образец попадает под вращающийся
ударник, по касательной летит в конус 7 и улавливается приемни-
ком 8. Окружная скорость ударника зависит от радиуса его враще-
ния и частоты вращения диска, т. е. со = лВп/30. Радиус враще-
ния можно менять, переставляя ударник в отверстиях 6, а частота
вращения диска регулируется вариатором 10.
134
Образец вводят в зону разрушения специальным приспособле-
нием, устройство которого показано на рис. 94. Оно состоит ив
алюминиевой трубки 1 диаметром от 8 до 10 мм, по которой пере-
мещается фиксирующее кольцо 2 со стопорным винтом 3. Кольцо
позволяет устанавливать глубину опускания образца в зону раз-
рушения. На нижнем конце трубки есть разрез, в котором удержи-
вается образец 6 с помощью картонного угольника 4 и тонкой
бумажной полоски 5, приклеенной к угольнику.
Рис. 95. Схемы измельчителей ударного действия:
а — молотковые; б — центробежные; в — центробежно-шаровые; г — барабанные; д —
пневматические; е — струйные.
Крепление образца к угольнику и угольника к трубке позво-
ляет устранить влияние этого устройства на результаты разру-
шения образца.
Для испытания отбирают образцы материала кубообразной
(или призматической) формы размером 10 X 10 х 10 мм.
Глубину погружения образца и его ориентировку в зоне разру-
шения определяют до пуска диска, когда ударник находится в верх-
нем положении. Ориентировку образца относительно ударника
производят визуально, для чего в кожухе копра предусмотрено
окошко.
Определив глубину опускания и произведя ориентировку,
образец удаляют из корпуса и включают мотор диска. Как только
диск наберет заданную скорость, образец опускают в зону разру-
шения. После того как ударник встретится с образцом (это фикси-
руется характерным щелчком), диск выключается.
Результаты опыта проверяют по содержимому приемника.
Если скорость движения ударника была достаточно высокой,
135
зв приемнике собираются только осколки образца, или если ско-
рость была недостаточной, образец остается. неразрушенным.
Изменяя радиус вращения и частоту вращения ударника и про-
водя испытания образцов при различных окружных скоростях
ударника, устанавливают критическую скорость свободного удара,
при которой все образцы данного материала разрушаются.
К измельчителям ударного действия относятся молотковые,
центробежные, центробежно-шаровые, барабанные, пневматиче-
ские и струйные измельчители, схемы которых изображены на
рис. 95. ..
МОЛОТКОВЫЕ ИЗМЕЛЬЧИТЕЛИ
Основными рабочими элементами молотковых измельчителей
являются ротор с молотками и статор-корпус. Измельчение мате-
риала в этих машинах производится свободным или стесненным
ударом. К числу молотковых измельчителей относятся молотко-
вые дробилки, аэробильные и шахтные мельницы.
На рис. 96 показана молотковая дробилка с односторонним
вращением ротора, предназначенная для измельчения сухих и
хрупких материалов, имеющих прочность ниже средней, как,
например, шамот, шлак, известняк, уголь и др. Ротор дробилки
состоит из вала 10, на который насажены диски 13 и фиксирующие
кольца 15. По окружности дисков просверлены отверстия, через
которые пропущены стяжки 14. На оси между дисками надеты
молотки 12. Диски и молотки удерживаются на валу в собранном
состоянии с помощью концевых шайб 11, закрепленных на стяж-
ках 14. На концах вала посажены шкивы 8, один из которых вы-
полняет функции маховика. Ротор вращается в подшипниках, за-
крепленных на корпусе дробилки.
Нижняя часть корпуса 1 служит основанием дробилки. В ней
установлена подовая решетка 2, для обслуживания которой пре-
дусмотрены окна с откидными крышками 3.
Верхняя часть корпуса 4 имеет наклонную загрузочную во-
-ронку 5, шарнирно подвешенную шторку 6, предупреждающую вы-
брос материала из дробилки, и броневые плиты 7, воспринима-
ющие на себя удары отлетающих от молотков частиц измельчае-
мого материала. Размольная камера и воронка изнутри защищены
плитами из износостойкого материала. Ротор вращается в Сторону
броневых плит.
Поступающий через воронку материал попадает под удар быс-
тро вращающихся молотков, разрушается от столкновения с ними
и отбрасывается к броневой плите. Ударившись об эту плиту,
частицы отлетают от нее и попадают опять под молотки. Разру-
шенные и отброшенные второй раз к броневой плите частицы снова
возвращаются под молотки. Такое движение и разрушение мате-
риала происходит до тех пор, пока частицы не попадут на колосни-
ковую решетку и не выйдут из зоны измельчения через ее отвер-
стия. Куски материала, не успевшие разрушиться до нужного
136
размера за первый проход через зону измельчения, движущимися-
молотками могут разрушаться и на подовой решетке, или их под-
нимают и возвращают снова в зону интенсивного измельчения.
Размер частиц измельченного материала определяется разме-
ром отверстий в подовой решетке, которую в зависимости от тре-
бования можно заменять.
В рассмотренной дробилке материал измельчают свободным
ударом, и, следовательно, максимальная окружная скорость мо-
лотков, при которой материал однократно разрушается, должна
определяться по формуле (V, 7).
Рис. 96. Молотковая дробилка малой модели (С-218):
1 — нижняя часть корпуса; 2 — подовая решетка; 3 — люк; 4 — верхняя часть корпуса;
5 — приемная воронка; 6 — шторка; 7 — броневые плиты; 8 — шкив-маховик; 9 — под-
шипник; 10 — вал; 11 — концевая шайба; 12 — молотки; 13 — диски; 14 — стяжки; is —
фиксирующие кольца..
Увеличение частоты вращения ротора вызывает более глубокое
разрушение частиц, а следовательно, возрастает содержание ме-
•лочи и пыли, что нежелательно для технологии процесса. Если
необходимо получить продукт, более однородный по размеру,
без пылевидных частиц, частота вращения молотков должна соот-
ветствовать расчетной, найденной по формуле (V,7).
В молотковой дробилке можно измельчать материал и без по-
довой решетки, но в этом случае гранулометрический состав
измельчаемого продукта будет иметь большой разброс.
На рис. 97 представлена модель молотковой дробилки с одно-
сторонним вращением ротора. Материал в этой дробилке измель-
чают также свободным ударом. По своему устройству этот измель-
читель мало чем отличается от только что описанного. Так как
дробилки этого типа производительны и имеют сравнительно боль-
шие размеры, корпус машины выполнен сварным из сортового
металла; загрузочная воронка не выступает за пределы верхней
части корпуса, а подовая решетка обычно состоит из двух половин.
137
Рис. 97. Молотковая дро-
билка<мбдели ДМ:
1 — основание корпуса;' 2 —
подовая решетка; а — люк; 4—
крышка корпуса; 5 — прием-
ная воронка; б — броневые
плиты; 7 — ротор с молотками.
Рис. 98. Молотковая дробилка со стесненным ударом:
1— основание корпуса; 2— подовая решетка; а—механизм подъема решетки; 4 — люк;
^—крышка корпуса; 6—дробильная плита; 7— люк для смены дробильной плиты;
8 — приемный люк; 9 — наконечник; ю — тяга; 11 — диск; 12 — ось ротора.
На рис. 98 показана молотковая дробилка с односторонним
вращением ротора, в которой материал сначала измельчается стес-
ненным ударом, а затем по мере продвижения его в зоне измельче-
ния свободным ударом. При стесненном ударе эффект измельчения
тела объемом, как видно из формулы (V,6), зависит от кинетиче-
ской энергии ударяющего тела (молотка), а эта энергия опреде-
ляется массой и скоростью его движения. В рассматриваемых
дробилках применяют молотки с массивными наконечниками
и шарнирным креплением к ротору. Молоток состоит из тяги 10,
шарнирно связанной с треугольным или круглым диском ротора,,
и наконечника 9, иногда так-
же шарнирно соединенного
с тягой. При ударе по измель-
чаемому телу молоток откло-
няется в сторону, противопо-
ложную движению, что облег-
чает работу машины и снижает
опасность ее поломки в случае
попадания в зону измельче-
ния тел, не подвергающихся
дроблению.
Стесненный удар в дро-
билке осуществляется с по-
мощью неподвижной брониро-
ванной плиты 6, которая
внизу переходит в колосни-
ковую решетку. На рис. 99 рИСв gg. общий вид молотковой дро-
показан внешний вид этой билки.
дробилки.
В молотковых дробилках наибольшему износу подвергаются
молотки и отбойные (дробильные) плиты, несколько меньшему —
подовая решетка. В конструкции корпуса предусмотрены спе-
циальные люки, через которые можно менять плиты и подовую
решетку. Значительно труднее заменять износившиеся молотки,
так как для этого приходится разбирать почти весь ротор. Для
удлинения срока службы молотков их наконечники или ударники
(их два) обычно изготовляют из особо прочных и износостойких
материалов. При износе одной стороны ударника его переворачи-
вают другой стороной, а при полном износе одного ударника моло-
ток переворачивают другим ударником. В дисках некоторых кон-
струкций роторов предусмотрено несколько рядов отверстий,
и ось молотка по мере его износа перемещается от центра диска
к периферии. Таким образом молотки выдвигаются из ро-
тора.
Реверсивность движения ротора способствует удлинению мон-
тажного срока его службы. Когда молотки изнашиваются при
движении ротора в одном направлении, направление меняют;
монтажный срок службы ротора удлиняется почти в два раза.
139
Рис. 100. Реверсивная молотковая дробилка:
а — разрез; б — общий вид; 1 — кожух; 2 — люк для выгрузки; з — подовые решетки;
4 — механизм для подъема решеток; 5 — натяжные пружины; в — люк для обслуживания
решеток; 7 — поворотные плиты; 3 — механизм для подъема плит; 9 — ось поворота; 10 —
дробильные плиты; 11 — наклонные крышки; 12 — приемная воронка.
Молотковая дробилка с реверсивным движением ротора пока-
зана на рис. 100. Устройство ротора такое же, как и у дробилок
других моделей. Существенно изменены статор и кожух. Так как
ротор может вращаться в обе стороны, то обе стороны статора
имеют одинаковое устройство и состоят из дробильных 10 и по-
воротных 7 плит, колосниковых решеток 3. Внизу между колосни-
ковыми решетками предусмотрен люк 2 для быстрого освобожде-
ния дробилки от материала.
Дробильные плиты крепят к съемным наклонным крышкам 11
корпуса. Положение колосниковых решеток регулируют с по-
мощью механизмов 4 с пружинами 5. На торцах зоны измельчения
установлены защитные, плиты.
Плиты Т поворачиваются по оси 9 с помощью подъемного ме-
ханизма 8. Для обслуживания внутренних узлов дробилки в ее
корпусе предусмотрены соответствующие люки 6.
Измельчаемый материал поступает в зону измельчения через
воронку 12 и далее проходит тот же путь, что и в молотковых дро-
билках других моделей.
Целевая фракция материала проходит через щели подовой
решетки, а неизмельченный материал выбрасывается молотками
в окно поворотной плиты.
Реверсивное движение ротора предусматривается в крупнога
баритных молотковых дробилках. Только в таких дробилках
оправдывается введение описанных усложнений.
При измельчении влажных и глинистых материалов колосни-
ковые (подовые) решетки в молотковых дробилках быстро заби-
ваются. Иногда в приемной воронке образуются своды из налип-
шего материала, затрудняющие питание дробилки. Для измельче-
ния таких глинистых и влажных материалов создана специаль-
ная модель молотковой дробилки с подвижной передней стенкой,
показанной на рис. 101.
Дробилка состоит из ротора, наклонной подвижной передней
плиты и вертикальной подвижной задней стенки, смонтированных
в сварном корпусе.
Устройство ротора этой дробилки ничем существенно не отли-
чается от роторов описанных ранее дробилок. На подвижной пе-
редней стенке имеются пластинчатая лента 5, приводная 4 и на-
тяжная 7 звездочки, привод 12 и приспособления для изменения
угла наклона стенки. На подвижной стенке также смонтированы
пластинчатая лента 10, приводная 9 и натяжная 11 звездочки
и привод.
В сварном корпусе дробилки предусмотрены устройства для
установки ротора, передней и задней стенок. Части корпуса,
соприкасающиеся с измельчаемым материалом, защищены плитами.
Подлежащий измельчению материал подаетря на подвижную
переднюю стенку и вместе с нею продвигается вниз к выходной
щели. Молотки вращающегося ротора ударами разрушают куски
материала и выбрасывают их в выходную щель.
141
Для придания верхней части передней стенки большей жестко-
сти под ней устанавливают неподвижную опорную плиту 6, кото-
рая крепится к стенкам корпуса.
Измельчение материала в этой дробилке осуществляется стес-
ненным и свободным ударами.
ПоД-Д
Рис. 101. Молотковая дробилка с подвижной передней стенкой:
1 — корпус; 2 — гнезда подовой решетки; 3 — ротор; 4, 9 — приводные звездочки; 5, 10 —
пластинчатая лента; 6 — опорная плита; 7, 11 — натяжные звездочки; 8 — приемный люк;
12 — привод подвижной стенкй; 13 — вал ротора; 14 — маховик; 15 — подшипник; 16 —
молотки; 17 — электропривод.
Налипающий на переднюю стенку материал сбрасывается с
плиты движущимися молотками, что предотвращает забивку дро-
билки. Налипший на молотки материал отбрасывается к задней
подвижной стенке корпуса, которая непрерывно очищается спе-
циальными скребками.
В табл. 13 приведена техническая характеристика молотковых
дробилок разных моделей отечественного производства.
142
БИЛЬНЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
На рис. 102 изображен агрегат молоткового измельчителя —
бильная мельница завода «Комега». Вентилятор и ротор измель-
чителя установлены на одном валу 6. Ротор представляет собой
диск 1 с жестко крепящимися к нему билами 2. В торцовых стен-
ках корпуса 3 находятся штуцера 5 и 4 для подачи сырья и вывода
Рис. 102. Агрегат с бильной мельйицей завода «Комега»:
А — мельница; Б — питатель; В — вентилятор; Г — сепаратор; Д — воздуховод; 1 — диск
ротора;12 —1била;1з —‘корпус; 4 — выходной штуцер; 5 — штуцер питания; с — вал; 7 —
штуцер’, отходов.
измельченного материала, а в нижней части — штуцер 7 для сбора
и вывода неизмельченного материала.
Подлежащий измельчению материал через штуцер 5 [подают
питателем Б в измельчитель, где он измельчается быстро враща-
ющимися билами. Воздушным потоком, который создается враща-
ющимися ротором и вентилятором, измельченный материал вы-
носится через штуцер 4 в сепаратор Г. Крупную фракцию мате-
риала, отделенную в сепараторе, через питатель снова возвращают
в измельчитель на доизмельчение, а целевой продукт вместе с воз-
духом направляют на дальнейшую обработку. В табл. 14 приведены
технические характеристики этих агрегатов.
144
Таблица 14. Техническая характеристика размольных агрегатов
с молотковым измельчителем
Тип агрегата Диаметр ротора по билам, мм Ширина бил, мм Высота бил, мм Число бил Частота вращения ротора, об/мин Линейная скорость по билам, м/с Расход воздуха, м3/ч Мощность электро- двигателя, кВт Производитель- ность по донецко- му углю (остаток насите№ 0090 12%), т/ч Масса агрегата, т
А 855 200 100 10 1450 65 6000 50 2,5 - 5,5
В 1045 1 270 135 10 1450 80 8000 90 5,0 6,9
Ротор и вентилятор расположены на одном валу только в мало-
габаритных измельчителях. В измельчителях больших размеров
с несколькими [рядами бил венти-
лятор на валу не устанавливают.
Вентилятор, как это показано на
рис. 103, отделен от измельчителя
и установлен за сепаратором.
На рис. 104 показан молотко-
вый измельчитель, у которого
ротор 6 и вентилятор 8 сидят на
одном валу и заключены в один
корпус 2. Размольная камера сое-
динена переходным каналом 7
с камерой вентилятора. Через этот
канал из размольной камеры отса-
сывается измельченный материал.
Между камерой измельчения и вен-
тилйт*ором на валу устанавливают
лопастной сепаратор отбойник 77,
служащий для уменьшения попа-
дания крупнйх кусков материала
в вентилятор. Установка такого
< тбойника, хотя и ослабляет раз-
рушающее действие твердых частиц
на вентилятор, но полностью не
исключает его. В данном случае
вентилятор работает в более тяже-
лых условиях, чем вентиляторы
в агрегатах, показанных на рис. 102
и 103, поскольку через него прохо-
Рис. 103. Агрегат с бильной
мельницей и вынесенным венти-
лятором:
1 — Сильная мельница; 2—сепаратор;
з — стояк; 4 — циклон; 5,7 — газо-
ходы; 6 — вентилятор; 8 — воронка
питания.
дит весь поток твердых частиц, выносимых воздухом.
Молотковые измельчители применяют для измельчения углей,
мела, охры и других материалов в химических производствах при
10 {Заказ 1080
145
средней тонине помола, т. е. при получении материалов с части-
цами размером до 100 мкм и невысокой производительности раз-
мольных установок. В процессе измельчения возможна подсушка
материала горячими газами, используемыми в качестве носителя
помола. Нередко такие измельчители устанавливают в сушиль-
ных агрегатах для разрыхления материала перед сушкой или
после нее.
Рис. 104. Молотковая мельница с вентилятором:
1 — плита; 2 — корпус; 3 — питатель; 4 — бункер сырья; 5 — штуцер подсоса газа: в
ротор с молотками; 7 — переходный канал; 8 — вентилятор; 9 — вал; 10 — соединительная
муфта; '11 .— сепараTOj/отбойнпк.
ШАХТНЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
На рис. 105 показан другой тип молотковогс^ измельчителя —
шахтная мельница, конструкция которой состоит из трех основных
узлов: ротора, статора и шахты. Ротор состоит из вала 4, дисков 8,
шарнирно соединенных с дисками билодержателей 7, и бил-мо-
лотков 6. Кожух мельницы разделен на три секции. В средней раз-
мещают ротор, а в крайние подают газ, выносящий измельченный
материал.
Название «шахтные» измельчители получили потому, что они
предназначены для работы в цикле с сепараторами-сушилками
шахтного типа. На рис. 106 изображена схема установки шахтной
мельницы. Подлежащий измельчению материал питателем через
отверстие 4 подают в ротор 1. Сюда же через штуцера в торцовых
146
Рис. 105. Аксиальная шахт-
ная мельница:
1 — рама; 2 — стойка; 3 —
подшипник; 4 — вал; 5 — ко-
жух; 6 — билы-молотки; 7 —
билодержатель; 8 — диски.
стенках кожуха 7 поступает газ. Продукты измельчения подхва-
тываются газовым потоком “и поднимаются по шахте вверх. Если
скорость витания частиц больше скорости газового потока, эти
частицы, поднявшись над измельчителем, снова вернутся в зону
измельчения, если меньше — то этим потоком они будут вынесены
из шахты в осадительное устройство. Чем выше шахта, тем лучше
сепарация частиц по крупности. Для измельчителей небольшой
производительности высоту шахты принимают около 4 м, а для
больших измельчителей определяют по
эмпирической формуле
Рис. 106. Схема шахтной
мельницы в сборке:
1 — ротор мельницы; 2 — ко-
жух; з — шахта; 4 — штуцер
питания; 5 — шибер; 6 — вы-
водное окно; 7 — штуцер для
ввода газа.
Нщ 2,5 (£Ш + Лп)
(V.8)
где £ш и Dm — соответственно длина и ширина
шахты.
Для повышения сепарационной спо-
собности шахты иногда в ней устана-
вливают отбойные решетки или жалюзи
с поворотными лопастями. Шахта имеет
прямоугольное сечение, размеры кото-
рого соответствуют размерам размоль-
ной части кожуха измельчителя. В тех
случаях, когда в шахту поступает горя-
чий газ для подсушки материала, шахта
расширяется вверху для выравнивания
скорости газового потока по высоте. Од-
нако такое расширение может привести
к скоплению материала на наклонных
боковых стенках шахты и завалу из-
мельчителя, а следовательно, к нерав-
номерной загрузке мельницы, неравно-
мерному и преждевременному износу
бил. Чтобы уменьшить действие обвалов, наклонными (не
меньше 60°) лучше выполнять не торцевые, а заднюю и перед-
нюю стенки шахты. Шахту укрепляют на самостоятельных
опорах, отдельно от корпуса измельчителя. Так как верх
шахты подвергается наиболее частым ударам вылетающих из
мельницы твердых частиц, его выполняют из листовой стали по-
вышенной толщины или повышенной прочности.
Основным недостатком шахтных мельниц, как и всех других
молотковых или бильных измельчителей, является быстрый износ
бил, особенно крайних рядов, перегружаемых при обвалах. Это
затрудняет эксплуатацию таких измельчителей и делает их не-
достаточно надежными. Комплект бил при размоле углей работает
всего 150—200 ч (расход металла около 200 г/т измельченного
материала). Истирание бил приводит к уменьшению диаметра
ротора и снижению производительности измельчителя. По этим
причинам шахтные мельницы используют преимущественно для
143
измельчения мягких материалов (бурый уголь, торф, мел, каолин
и т. п.) при грубом помоле.
В табл. 15 и 16 приведена техническая характеристика шахт-
ных мельниц.
Таблица 15. Техническая характеристика шахтных аксиальных мельниц
Тип Диаметр ротора, мм Длина ротора по билам, мм Частота вращения, об/мин 1 Окружная ско- рость бил, м/с Число бил на роторе Мощность электро- двигателя, кВт Производитель- ность по подмос- ковному углю, т/ч Масса машины без электродвигателя, т
ШМА-1 800 391 960 ' 40 21 30 2,0 2,1
ШМА-2 1000 407 960 50 32 45 3,0 2,8
ШМА-3 1000 707 960 50 44 70 4,4 3,2
ШМА-4 1300 944 730 50 56 120 7,6 52
ШМА-5 1500 1181 730 57 90 175 11,0 7,5
ШМА-6 1500 1668 730 57 90 220 15,0 14
ШМА-7 1660 2004 730 63 108 260—320 20,0 18
Таблица 16. Техническая характеристика
шахтных тангенциальных мельниц
Тип Диаметр рото- ра, мм Длина ротора по билам, мм Частота враще- ния, об/мин Окружная скорость бил, м/с Число бил на роторе । Мощность дви- гателя, кВт Производитель- ность по углю, т/ч Масса машины без двигателя, г
ШМТ-1 1000 470 980 51,2 24 40 2,8 3,3
IIIMT-2 1000 707 980 51,2 33 75 4,3 4,0
ШМТ-3 1000 944 980 51,2 42 95 5,6 4,5
ШМТ-4 1300 1332 735 50,0 55 155 10,0 9,5
ШМТ-5 1300 2004 735 50,0 80 210 15,0 13
ШМТ-6 1300 2564 735 50,0 100 245 20,0 15
Производительность шахтных мельниц, как и других измель-
чителей, зависит от природы измельчаемого материала и требуе-
мой тонины помола. Указанная в табл. 15 и 16 производительность
по подмосковному углю является ориентировочной.
ДЕЗИНТЕГРАТОРЫ И ДИСМЕМБРАТОРЫ
К числу измельчителей, где измельчение основано на прин"
ципе свободного удара, относятся также дезинтеграторы и дис"
мембраторы.
149
Дезинтегратор (рис. 107) состоит из двух входящих друг
в друга барабанов, каждый из которых имеет собственный привод-
ной вал в подшипниках, смонтированных на одной раме. Бара-
бан состоит из диска 8, на котором по концентрическим окружно-
стям укреплены пальцы 9. По мере удаления от центра расстояние
между пальцами уменьшается. Диск, в свою очередь, прикреплен
к ступице 5, сидящей па приводном валу 4. Ряды пальцев одного
барабана находятся между рядами пальцев другого. Барабаны
вращаются в противоположных направлениях.
Рис. 107. Дезинтегратор:
1 — станина; 2 — стойки с подшипниками; з — шкив; 4 — вал; 5 — ступица; в — приемная
воронка; 7 — кожух; 8 — диск; 9 — вальцы.
Подлежащий измельчению материал поступает через воронку 6
в центральную часть одного из барабанов и попадает между дви-
жущимися навстречу друг другу пальцами. Продвигаясь от центра
к периферии барабанов, частицы многократно ударяются о пальцы
и разрушаются, при этом интенсивность разрушения нарастает,
поскольку уменьшается шаг между пальцами, а окружная ско-
рость их возрастает. Чем выше скорость вращения барабанов,
чем больше рядов и пальцев на дисках, тем выше степень измельче-
ния материала.
Схема движения частиц материала между пальцами дисков
показана на рис. 108. Частица и?, попавшая в дезинтегратор,
сначала сталкивается с пальцами первого (внутреннего) ряда
и разрушается. Осколки отбрасываются по касательной к окруж-
ности вращения этого ряда и сталкиваются с идущими навстречу
пальцами второго ряда. После разрушения получаются вторичные
осколки, которые также отбрасываются по касательной к окруж-
ности вращения второго ряда пальцев и сталкиваются с пальцами
третьего ряда. Осколки из третьего ряда попадают в четвертый
и т. д.
Измельченный метериал выбрасывается в кожух дезинтегра-
тора и спускается вниз, к выходному штуцеру.
150
Рис. 108. Схема движения ма-
териала в дезинтеграторе.
Если справедливо принятое ранее допущение о постоянной
степени измельчения материала одного и того же технологического
состава при однократном его разрушении, то минимальная сте-
пень измельчения частицы в дезинтеграторе будет равна вели-
чине измельчения при однократном разрушении а0 в степени п,
равной числу рядов пальцев в обоих барабанах, т. е. а". Однако
фактически число столкновений частиц с пальцами, а следова-
тельно, и степень измельчения в дезинтеграторе будет значительно
выше, чем а". Эта особенность дезинтеграторов и позволяет при-
менять их для тонкого измельчения
материала.
В зависимости от размера дезин-
тегратора число концентрических ря-
дов пальцев на одном барабане коле-
блется от 2 до 4 и, следовательно,
на двух барабанах от 4 до 8 рядов.
Пальцы барабанов изготовляют из
сталц, бронзы, дюралюминия или
другого материала. Диаметр и длина
пальцев определяются конкретным
назначением и размером машины.
Самым уязвимым местом дезинтегра-
тора являются пальцы барабанов.
Они сравнительно быстро изнапшва-
ются, а-их замена является громоздкой и длительной операцией.
Эти недостатки заставляют использовать дезинтеграторы для
измельчения хрупких, мягких пород с малой абразивностью,
таких, как каолин, мел и др.
Дезинтеграторы применяют преимущественно для сухого из-
мельчения материалов как в открытом цикле, так и в цикле с се-
паратором.
В табл. 17 приведены технические характеристики дезинте-
граторов.
Таблица 17. Техническая характеристика дезинтеграторов
Диаметр барабана, мм Частота вращения барабана, об/мин Потребляе- мая мощность, кВт Масса машины, кг Производительность, т/ч (измельчение до частиц размером 0,3 мм)
жженая известь уголь сухая глина
600 900 4,4 725 . 0,8
750 500—700 11—18 900 1,5-2 -— -
900 550—600 18—26 1400 2—3 15—25 1,8
1000 500—700 22—30 2200 3-5 30—50 3,5
1100 500—700 30—44 2400 4—6 60—70 -—
1250 550—600 37—50 2800 6—8 30—90 —
151
скорости движения
Рис. 109. Схема к опре-
делению скорости вра-
щения дисков дезинте-
гратора.
Важным фактором эффективности работы дезинтегратора
является скорость вращения барабанов, которая зависит от раз-
рушающей скорости удара, определяемой по формуле (V,7).
Разрушающая скорость удара представляет собой скорость
соударения измельчаемой частицы с пальцами барабанов дезин-
тегратора, при котором частица разрушается. Эта скорость есть
геометрическая сумма скорости движения частицы и окружной
льца барабана.
Начальная скорость движения частицы,
т. е. та скорость, с которой частица посту-
пает в дезинтегратор, по сравнению со
скоростью пальцев мала и ею можно пре-
небречь. В этом случае скорость встречи
частицы с пальцами первого ряда будет
равна скорости вращения этих пальцев
<z>x. Столкнувшись с пальцами этого ряда,
частица отлетит от него по касательной
к окружности вращения и встретится
с пальцами второго ряда, движущимися
навстречу ей с окружной скоростью со2.
Произойдет встречный удар. Скорость
этого удара можно найти следующим об-
разом (рис. 109).
Проекция скорости со2 на касатель-
ную, совпадающую с направлением скорости
соj, будет Н72 = со2 cos а. Но cos а = RXIR2 и w2 = со2 (RJR^).
Проекция скорости w2 имеет направление, противоположное
скорости а>1, поэтому скорость встречи частицы и пальца
о" =ю1-|-1Р2 = «14-С02 (Ri/Кг)
или
to" =ц/?1И/30 + (л/?2п2/30) (Д1/В2) = (я/?1/30) (»i + n2)
Скорость встречи частиц с пальцами третьего ряда будет
со'" = (л/?2/30) (Ri4-n2)
Аналогично для n-го ряда можно записать
совп = (я/?п-1/30) (Rj-f-n2) (V,9)
Если и п2 равны между собой, то скорость встречи частиц
с пальцами буДет
С0вп = (ft-Rn-1/ЗО) 2п (V,10)
Из выражений (V,9) и (V,10) следует, что скорость удара воз-
растает с увеличением радиуса вращения пальцев, т. е. по мере
удаления частиц от оси к периферии барабана, и пропорциональна
суммарному числу оборотов.
Скорость, необходимая для измельчения материала, опреде-
ляется, как указывалось выше, по формуле (V,7) или опытным
путем.
152
Следовательно, скорость встречи- частиц с пальцами барабанов
(V,10) должна быть больше скорости, определяемой по формуле
(V,7), т. е.
(овп coy (V,ll)
Входящий в эту формулу радиус вращения пальца может ме-
няться от RB — радиуса внутреннего ряда пальцев до 7?н — ра-
диуса наружного ряда. При данном числе оборотов, как указы-
валось выше, скорость столкновения частиц с уменьшением радиуса
вращения пальцев падает. Чтобы минимальной скорости удара
было достаточно для разрушения частиц, число оборотов барабанов
Рис. 110. Дисмембратор с горизонтальной
осью вращения диска:
1 — корпус; 2 — откидная крышка; 3 — пальцы от-
кидной крышки; 4 — приемная воронка; 5— диск;
6 — пальцы диска; 7 — приводной вал; 8 — зажим-
ная гайка.
следует принимать по ми-
нимальному радиусу вра-
щения пальцев, т. е. по
первому ряду пальцев
с радиусом вращения
= /?в. Следовательно
п (15Ор/л/?в) X
X /g/[Epr(l-e2)] (V,12)
Полученное выраже-
ние пригодно для расче-
тов дезинтеграторов при
измельчении абсолютно
упругих материалов. Для
измельчения материалов
неупругих, имеющих кри-
вую деформации с обла-
стью текучести, необходимую скорость разрушения определяют
опытным путем. Затем находят соотношение между радиусом
и числом оборотов барабана дезинтегратора.
Дисмембратор (рис. 110) состоит из вращающегося диска 5
с укрепленными на нем по концентрическим кругам пальцами б,
корпуса 1, откидной крышки 2 с пальцами 3 и воронкой 4. Диск
посажен на приводной вал 7.
Подлежащий измельчению материал через воронку 4 поступает
в центр дисмембратора, попадает между движущимися 6 и непо-
движными 3 пальцами, где и происходит его измельчение. Прин-
цип измельчения в дисмембраторе и характер его работы те же,
что и у дезинтегратора. Так как у дисмембраторов только один
барабан подвижный, то по своей конструкции машина является
более компактной. Для получения разрушающих ударов число
оборотов барабана при том же диаметре должно быть в два раза
больше, чем у барабанов дезинтегратора, т. е.
п (30ор/лЯв) Vg/[Epr (1 -е2)1 (V.13)
Общий вид дисмембратора с горизонтальной осью вращения
барабана показан на рис. 111.
153
Подлежащий измельчению материал из бункера 1 питателем 2
подается в воронку 8, откуда затем попадает в камеру измельче-
ния. На откинутой крышке измельчителя видны выступающие
пальцы; они также отчетливо видны на барабане, находящемся
внутри корпуса.
Рис. 111. Общий вид дисмембратора:
1 — бункер; 2 — питатель; 3 — корпус; 4 — диск; 5 — пальцы диска; 6 — кольцевая ре-
шетка; 7 — откидная створка; 8 — приемная воронка; 9 — пальцы створки.
Барабан вращается внутри сменной кольцевой решетки 6
с круглыми или щелеобразными отверстиями. Решетка предназна-
чена для предварительного отбора из измельченного материала
целевой фракции. Частицы, летящие при столкновении с пальцами
последнего ряда, ударяются о решетку и дополнительно разру-
шаются .
На тонину измельчения влияет и размер отверстий в решетке,
поэтому решетки изготовляют сменными.
При более тонком измельчении устанавливают решетку с мень-
шими отверстиями. Решетка не забивается материалом, так как
154
Таблица 18. Техническая характеристика дисмембраторов
с горизонтальной осью вращения барабана
Диаметр барабана, мм Частота вращения барабана, об/мин Потребля- емая мощ- ность, кВт Масса машины, кг Производительность, кг/ч (диаметр отверстий решетки 0,5 мм)
краски коренья известняк
250 3800 1,1—2,9 115 40—50 5 40
330 3300 2,2-4,4 335 300 15 180
450 2800 3,2—9,8 455 600 45 500
600 2300 7,4—11,0 830 1200 85 1000
ее очищают движущиеся с высокой скоростью газовые потоки
и частицы.
Чтобы предотвратить попадание в зоны измельчения метал-
лических предметов (гаек, болтов и т. п.), исходное сырье обычно
пропускают через магнитный сепаратор,
который установлен в воронке 8.
Дисмембраторы, как и дезинтеграторы,
широко применяют для измельчения ас-
беста, солей аммония, красителей, бурого
угля, рыбных костей, гипса, серы, глины,
торфа, резиновых отходов, древесины
и т. д.
В табл. 18 приведены технические ха-
рактеристики дисмембраторов.
На рис. 112 показана схема дисмем-
братора с вертикальной осью вращения
барабана. Подлежащий измельчению ма-
териал крупностью от 2 до 5 мм через
трубу 9 подают сначала на верхний диск 6,
а затем на нижний вращающийся диск 4
Рис. 112. Дисмембратор
с вертикальной осью
вращения диска:
и далее в размольную зону между паль-
цами 5. Снизу через окна 11 в камеру из-
мельчения поступает газ. Поток газа
подхватывает измельченные частицы и под-
нимает их в корпус 7. Достигнув крышки
корпуса, поток газа дважды меняет на-
правление на 180°. При смене направле-
ния крупные частицы центробежными
и инерцйонными силами отделяются из
1 — станина; 2 — приводной
вал; 3 — лопасти; 4 — ниж-
ний диск; 5 — пальцы; в —
верхний диск; 7 — кожух
сепаратора; 8 — отбойник;*
9 — питающая труба; 10 —
выводной штуцер; 11 — воз-
душные окна.
потока и собираются в
приемной воронке. Мелкие
частицы
выносятся газовым потоком через штуцер 10.
Преимуществом рассматриваемого дисмембратора является то,
что измельчаемый материал нижним диском распределяется по
155
зоне измельчения более равномерно, а гранулометрический состав
получаемого продукта ввиду наличия у измельчителя собственного
сепаратора более однороден. Таким образом, тонина помола полу-
чаемого продукта регулируется скоростью газового потока. На
Рис. 113. Центробежно-шаровая
мельница:
1 — редуктор; 2 — корпус; з — чаша;
4 — размольное кольцо; S — отбойная
решетка; в — сепаратор; 7 — выводной
штуцер; 8 — вентилятор; 9 — штуцер пи-
тания; ю — шары; 11 — штуцер для под-
вода газа-носителя; 12 — квяа&лель.
таких измельчителях достигается
крупность помола от 50 до
70 мкм.
ЦЕНТРОБЕЖНЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
Известны два типа центробеж-
ных измельчителей. На рис. 113
изображен схематически центро-
бежно-шаровой измельчитель,
в котором измельчение материала
основано на принципе стесненного
удара. При вращении чаши 3 на-
ходящиеся в ней шары 10 и ма-
териал отбрасываются центро-
бежными силами к размольному
кольцу 4, ударяются о него и
возвращаются обратно, описывая
замкнутые кривые. Материал
разрушается главным образом
на размольном кольце и частично
в чаше при обратном падении ша-
ров. Таким образом, при раз-
рушении материала используется
кинетическая энергия шаров.
Измельченный материал уда-
ляется из мельницы воздушным
потоком, который создается вен-
тилятором 8. Воздух через шту-
цер 11 поступает в зону измельчения, подхватывает частицы ма-
териала, а затем через отбойную решетку 5 и крыльчатый
сепаратор 6 попадает в пылеуловители, в качестве которых
могут применяться специальные камеры, циклоны и рукавные
фильтры.
Размер шаров, необходимый для измельчения данного мате-
риала, определяется из соотношения (V,7). Для практических
расчетов значения ор и Е можно определить с помощью сложных
и точных приборов, но обязательно надо располагать специально
подготовленными образцами материала в виде кубиков или призм.
Не из всех измельчаемых материалов можно приготовить такие
образцы. Это привело к необходимости заменить правую часть
выражения (V,7) одной опытной величиной: минимальной энер-
гией, требуемой для начала разрушения наиболее крупных частиц
измельчаемого материала. Эту энергию обозначают Ей и опреде-
156
Рис. 114. Центробежная мельница:
1 — корпус; 2 — приводной вал; з — чаша; 4 — за-
щитное кольцо; 5 — размольное кольцо; 6 — сепа-
ратор; 7 — шкив.
ляют опытным путем на копре с вертикально падающим грузом.
Метод определения Ео изложен ниже.
Приняв в расчет Ео, можно представить выражение (V,7)
в виде
(9co2/2g) (1- е2) е0
Отсюда масса шара
?>2g£o/oy2(l-e2) (V,14)
где coi — скорость шара при вылете его из чаши, определяемая по уравнению
(111,34).
Если R„ (верхний ра-
диус чаши) выразить в ме-
трах, то можно принять
g = л2 и тогда
q > 18ОО£о/ [тф2 (1 — Е2)]
(V,15)
Производительность
данного измельчителя за-
висит от природы измель-
чаемого материала и же-
лаемой тонины помола.
Измельчитель являет-
ся высокоэффективной
машиной. Небольшой объ-
ем размольной камеры и
сравнительно большая
мощность приводят не
только к эффективному
измельчению, но и к силь-
ному износу шаров и ра-
бочих поверхностей ма-
шины, что является одним
из существенных недостатков. В конструктивном решении машина
сложна и требует большой внимательности при ее эксплуатации.
Если подача сырья в машину недостаточна, шары бьют по оголен-
ной поверхности размольного кольца, и его износ увеличивается.
При подаче сырья с избытком, оно просыпается в кольцевой
зазор между чашей и размольным кольцом, забивает объем под
чашей, затрудняет приток воздуха, что может вывести машину
из строя.
Другим типом центробежного измельчителя является центро-
бежная мельница без мелющих тел системы Останковича (рис. 114).
Измельчитель состоит-из станины 7, чаши 3, сидящей на привод-
ном валу 2, защитного кольца 4 на кромке чаши и размольного
кольца 5.
В верхней части измельчителя устанавливается воздушно-про-
ходной оператор 6. Материал, подлежащий измельчению, подается
157
питателем на вращающуюся чашу, центробежными силами от-
брасывается к краям чаши и к размольному кольцу и измельчается
в результате удара о кромки защитного и размольного колец,
а также за счет истирания частиц при их движении.
Поток воздуха, поднимающийся снизу и проходящий через
кольцевую щель между защитным и размольными кольцами, под-
хватывает измельченный материал и выносит его в сепаратор.
Крупные частицы из сепаратора снова возвращаются в измельчи-
Рис. 115. Схема установки центробеж-
ной мельницы:
1 — мельница; 2 — сепаратор; 3 — циклон;
4 — рукавный фильтр; 5 — вентилятор.
природы измельчаемого материала
тель на доизмельчение, а це-
левой продукт вместе с возду-
хом попадает в осадитель.
Схема установки этого измель-
чителя показана на рис. 115.
Важным фактором для из-
мельчения материала в опи-
санном измельчителе является
скорость удара измельчаемых
частиц о защитное и размоль-
ное кольца. Эта скорость оп-
ределяется из соотношения
(V,7). Тонина помола в этих
измельчителях определяется
скоростью потока газа в зоне
измельчения и условиями ра-
боты сепаратора.
от его размера,
Производительность измельчителя зависит
и тонины помола.
Техническая характеристика действующего измельчителя:
Диаметр чаши, мм .................................... 600
Частота вращения чаши, об/мин ............... 1400—2440
Мощность, кВт
двигателя........................................ 20
двигателя к питателю . ;........................... 1
двигателя к вентилятору........................... 10
Производительность вентилятора, м3/ч ............... 3000
Напор, Па .......................................... 4903
Крупность исходного материала, мм.............. 25—30
При измельчении цементного клинкера производительность
измельчителя составляет около 100 кг/ч продукта крупностью
0,085 мкм. При такой производительности установки удельный
расход энергии составляет около 200 кВт-ч/т вместо 25—
30 кВт-ч/т, расходуемых на многокамерных барабанных мельни-
цах.
БАРАБАННЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
Из известных машин для тонкого измельчения материалов
в многотоннажных производствах основными являются барабан-
ные мельницы. На них ежегодно измельчаются десятки миллионов
158
тонн горно-химического сырья и других материалов. Рабочие
элементы этих мельниц — защищенный бронированными плитами
барабан и загруженные в него дробящие или мелющие тела —
шары, стержни, диски, морская галька и т. д. (рис. 116).
При вращении барабана мелющие тела
центробежной силой прижимаются к его
стенке, поднимаются, затем, достигнув не-
которой высоты, начинают падать или ска-
тываться вниз. Если в барабане будет
находиться также и материал, подлежащий
измельчению, то мелющие тела (ударом при
падении, раздавливанием и истиранием при
скатывании) будут его измельчать.
2
Рис. 116. Схема работы
барабанной мельницы:
1 — барабан; 2 — мелющие
тела.
0
0(
Основные типы мельниц
Создано большое число типов и разме-
ров барабанных мельниц производитель-
ностью от нескольких килограммов
Мельница периодического действия
щих тел и измельчаемого материала, а
производятся периодически через люк
десятков тонн в час.
117). Загрузка мелю-
ДО
(рис.
также разгрузка мельницы
4. Такие мельницы приме-
Рис. 117. Схема барабанной мельницы периодического действия:
1 — опоры; 2 — барабан с цапфами; 3 — приводная зубчатая пара; 4 — люк для загрузки
и выгрузки; 5 — мелющие тела.
Рис. 118. Однокамерная мельница непрерывного действия:
1 — полая цапфа, выводная; 2 — подшипник; з — барабан; 4 — приводная пара; 5 — люк;
6 — цапфа питания; 7 — мелющие тела.
няют в размольных установках малой производительности, на
вспомогательных работах или когда наряду с измельчением в ба-
рабане идут другие процессы и должно быть выдержано время
пребывания материала в зоне измельчения.
Однокамерная мельница непрерывного действия с подачей сырья
и выводом размолотого материала через полые цапфы барабана 1
и 6 (рис. 118).
Движение материала в этих мельницах происходит при вра-
щении барабана в результате разности уровней материала на
входе и выходе.
159
При выводе материала газовым потоком газ поступает в бара-
бан со стороны питающей цапфы. Поток подхватывает мелкие
частицы и выносит их через цапфу 1. Пылегазовая смесь, выходя-
щая из мельницы, поступает либо непосредственно в производство,
например на сжигание, либо в осадительные устройства для вы-
деления твердой фазы.
Рис. 119. Схема многокамерной барабанной мельницы:
1 — стойка; 2 — цапфа питания; 3 — барабан; 4 — люк; S, 6 — диафрагмы; 7.— выводная
цапфа; 8—мелющие тела; 9—приводная пара.
Вывод материала потоком жидкости производится при мокром
измельчении. Жидкость поступает в мельницу вместе с измельча-
емым материалом и при своем движении от входной цапфы к вы-
ходной выносит мелкие частицы. Получаемая пульпа после выде-
ления из нее крупных частиц направляется либо на дальнейшую
обработку, например
флотацию, либо в отстой-
ники для отделения твер-
дой фазы.
При всех способах вы-
вода измельченного мате-
риала из барабана в нем
содержатся наряду с це-
левой фракцией также и
более крупные частицы.
Чтобы разделить измель-
ченный материал на фрак-
ции, мельницы должны
Рис. 120. Схема ситовой мельницы:
1 — барабан; 2 — щели в барабане; 3 — цапфа пи-
тания; 4 — сито; 5 — кожух; в — отверстия в бара-
бане; 7 — выводной штуцер; 8 — мелющие тела.
работать в замкнутом ци-
кле с классифицирующи-
ми устройствами — грохо-
тами, воздушными сепара-
торами или гидравлическими классификаторами.
Многокамерная мельница непрерывного действия (рис. 119).
Эти мельницы носят название «трубных», так как отношение диа-
метра барабана к его длине составляет от Ч2 до 1/5 и более и мель-
ница имеет вид трубы. Загрузку и выгрузку мелющих тел произ-
водят через люки 4, имеющиеся у каждой камеры. В трубных мно-
гокамерных мельницах получается продукция нужной крупности
без применения классификаторов. Однако известны случаи, когда
и такие мельницы работают с промежуточной классификацией
160
измельченного материала. Тонина помола определяется временем
пребывания материала в измельчителе.
Ситовые мельницы непрерывного действия (рис. 120). В этих
мельницах также сразу получают измельченный материал с за-
Рис. 121. Облицовочные плиты для барабанных мельниц-
а — волнистые; б — нахлестные; в — волнистая с распорными клиньями.
данным размером частиц, и специального классификатора для
них не требуется.
Барабаны всех мельниц рассматриваемого типа имеют внутрен-
нюю облицовку, которая выполняет несколько функций.
Барабаны промышленных мельниц изготовляют из углероди-
стой стали, реже из нержавеющей или керамики. Если барабан
не защитить изнутри особо прочной облицовкой, то при
11 Заказ 1080 161
измельчении абразивных материалов он быстро износится и мель-
ница выйдет из строя. Даже облицовка из плит марганцовистой
стали изнашивается, и ее приходится периодически менять. Обли-
цовка из соответствующих материалов защищает барабан от хими-
ческого износа, исключает опасные искрообразования и попадание
в продукты измельчения нежелательных примесей металла. Кроме
того, футеровка обеспечивает лучший подъем измельчаемых тел
при вращении барабана. Особо прочные плиты отливают из мар-
ганцовистой стали, а химически стойкие — из базальта или дру-
гих подходящих материалов. Известны случаи, когда барабан
от механического износа защищают старыми рельсами и бетоном.
Обеспечение лучшего подъема мелющих тел достигается при-
данием облицовочным плитам соответствующей формы. На рис. 121
показаны различные формы облицовочных плит, применяемых
в промышленности, и способы их крепления.
Для удовлетворения технологических потребностей производ-
ства машиностроительные предприятия выпускают большое число
типов и размеров барабанных мельниц как для сухого, так и для
мокрого измельчения материалов.
Сухое измельчение применяют в тех случаях, когда необ-
ходимо получить измельченный материал в виде сухих порошков
(например, фосфорная мука, угольная пыль, цементит, п.). Мокрое
измельчение применяют во всех случаях, когда измельченный
материал в дальнейшем подвергается обработке в виде суспензии,
а это чаще всего встречается при обогащении полезных ископае-
мых методом флотации и извлечении ценных компонентов химиче-
ским путем.
На рис. 122, а показана однокамерная мельница для сухого
измельчения, работающая в замкнутом цикле с сепаратором.
Подлежащий измельчению материал специальным питателем
подается через загрузочный патрубок 1 в барабан, измельчается
Таблица 19. Техническая характеристика однокамерных
барабанных мельниц сухого помола
Тип Диаметр бара- бана, мм Длина бараба- на, мм Частота враще- ния барабана, об/мин Мощность дви- гателя, кВт 1 Масса, т
машины без ша- ров, кг шаровой загрузки, кг
ШБМ-160/235 1600 । 2350 25 60 23 5
ШБМ-207/265 2070 2650 23 125 32 10
ШБМ-220/330 2200 3300 21,5 170 40 14
ШБМ-250/360 2500 3600 20 250 47 20
ШБМ-250/390 2500 3900 20 330 48 25
ШБМ-287/410 2870 4100 19 - 450 60 30
ШМБ-287/470 1ПБМ-380/550 2870 3800 . 4700 5500 19 550 67 35
162
там падающими шарами и воздушным потоком выносится через
разгрузочный патрубок 9 в сепаратор или непосредственно к ме-
сту потребления.
Рис. 122. Барабанная
шаровая мельница для
сухого измельчения
(ШБМ):
a — разрез мельницы; б —
общий вид; 1 — загрузочный
патрубок; 2, 8 — подшип-
ники; з, 7 — передняя и за-
дняя торцовые крышки; 4 —
зубчатый венец; 5 — бара-
бан; 6 — броневая защита;
9—выходной патрубок; 10 —
люк; a — привод; 12 — си-
стема смазки.
На рис. 122, б показан общий вид мельницы с звуковой и тепло-
вой изоляцией, а в табл. 19 приведена техническая характери-
стика этих машин.
11*
163
В мельницах этого типа кроме измельчения материала воз-
можна также и его подсушка. В этом случае для выноса измельчен-
ного материала в барабан подают подогретый до нужной темпе-
ратуры газ, а сама мельница служит не только измельчителем,
но и барабанной сушилкой.
Рис. 123. Барабанная ша-
ровая мельница для мок-
рого измельчения (ШМ):
а — разрез мельницы; б — об-
щий вид мельницы; 1 — улит-
ковый питатель; 2 — загрузоч-
ный вкладыш; 3 — подшипник;
4 — передняя крышка с цап-
фой; 5 — барабан; 6 — броне-
вые плиты; 7 — люк; 8 — ко-
лосники; 9 — решетка диафраг-
мы; 10 — ребра решетки; 11 —
кольцо; 12 — болты; 13 — вы-
водной вкладыш; 14 — цен-
тральная Lтруба; 15—задняя
крышка; 16 — венцовая ше-
стерня.
На рис. 123 показана однокамерная барабанная мельница
для мокрого помола.
Для поддержания в барабане определенного уровня пульпы
и вывода измельченного материала из зоны измельчения перед
торцовой крышкой 15 устанавливают диафрагму. Она состоит
из круглой решетки 9 с ребрами 10. Форма ребер соответствует
наклону торцовой крышки. Пространство между решеткой и
крышкой делится ребрами на секторы. Со стороны барабана про-
тив отверстий на решетку укладывают колосники 8 и закрепляют
164
их с помощью кольца 11 и болтов 12. Этими же болтами притяги-
вают к торцовой крышке и диафрагму.
Пульпа через колосники и отверстия в решетке попадает в ниж-
ние секторы между диафрагмой и крышкой. При вращении ба-
рабана секторы поднимаются вверх, а находящаяся в них пульпа
стекает в выводную цапфу и удаляется из измельчителя.
Уровень пульпы в барабане, из которого она начинает перели-
ваться в секторы, регулируется закрытием или открытием отвер-
стий в решетке. Если в решетке открыты все отверстия, то в сек-
торы попадает пульпа из самых нижних слоев материала в бара-
бане. Если же в решетке все отверстия закрыты, то пульпа может
выходить только через центральное отверстие в диафрагме и
трубу 14. Следовательно, в этом случае уровень пульпы должен
подниматься выше нижней точки центрального отверстия.
Открытие и закрытие отверстий в решетке, а также очистку
этих отверстий и колосников производят через люки, предусмот-
ренные в крышке.
Колосники устанавливают на решетке так, что во время вра-
щения барабана они могут перемещаться в радикальном напра-
влении и таким образом самоочищаться. Загрузку шаров в мель-
ницу и их выгрузку производят через люки 7.
Исходный материал вместе с определенным объемом жидкости
поступает в специальный приемный короб, устанавливаемый под
улитковым питателем. Днище короба имеет цилиндрическую форму
с радиусом цилиндра, несколько большим радиуса вращения край-
ней точки черпака питателя. При вращении барабана вместе с ним
вращается и питатель, захватывая черпаком пульпу из короба.
Зачерпнутая питателем пульпа по улитке проходит через загру-
зочный вкладыш 2 в зону измельчения, а измельченный материал
также в виде пульпы, пройдя разгрузочную диафрагму и выводной
Таблица 20. Техническая характеристика однокамерных
барабанных мельниц для мокрого измельчения
Тип Диаметр бара- бана, мм Длина бара- бана, мм Частота враще- ния барабана, об/мин Мощность дви- гателя, кВт Масса, т
машины без электро- оборудо- вания шаров, т
U1M-1 900 600 40 14 4,48 0,45
2-ШМ-О 900 900 40 14 6,76 0,68
4-ШМ-2 1200 1200 35 26 12,8 1,0
з-шм-з 1500 1500 32 65 22,69 3,0
ШР-4 2100 1500 24 130 37,0 12,4-
1ПР-5 2100 2200 24 155 40,0 16,0
ШРЦ-4 2100 3000 24 210 44,0 22,0
П1Р-6 2700 2700 21 285 70,0 28,0
П1Р-8 3200 3100 18 590 104,0 47,0
165
Таблица 21. Ориентировочная производительность барабанных мельниц
мокрого измельчения для материалов средней прочности
Тип Крупность исходного сырья, мм Производительность (в т/ч) при крупности конечного продукта, мм
—0,83 —0,30 —0,21 —0,15 —0,07
10 0,75 0,55 0,35 0,21 0,12
2-1ПМ-0 60 0,92 0,65 0,48 0,29 0,23
4-HIM-2 60 1,86 1,45 0,93 0,82 0,37
З-ШМ-З 60 7,60 5,00 3,80 2,40 1,87
Таблица 22. Ориентировочная производительность барабанных
мельниц мокрого измельчения для материалов средней прочности
Тип Производительность, т/ч
38 * 32 19 13 13 9 6 6
—2,36 —0,83 —0,42 —0,3 —0,21 —0,92 —0,10 —0,074
1ПР-4 20 16 13 11,4 9 5,7 4,5 3,6
ШР-5 29 23 19 16 13 8 6,5 5
П1Ц-4 36 29 23 20 16 10 8,0 6,5
ШР-6 52 40 35 29 24 14,5 11,5 9
1ПР-8 140 110 90 80 65 40 32,0 24
* В числителе—крупность исходного сырья, а в знаменателе—крупность конечного
продукта, мм.
вкладыш 13, выходит из мельницы. Мельницы этого типа
работают в замкнутом цикле с гидравлическими классификато-
рами. На рис. 123, б показан общий вид, а в табл. 20 приведены
технические характеристики барабанных мельниц для мокрого
измельчения.
В табл. 21 и 22 приведена ориентировочная производитель-
ность этих мельниц при измельчении материалов средней проч-
ности — известняков, апатитов и т. п.
Самостоятельную группу барабанных мельниц составляют так
называемые стержневые мельницы, которые применяют как для
сухого, так и для мокрого измельчения материалов. Название
«стержневые» они получили в связи с тем, что в качестве мелю-
щих тел в барабан загружают металлические стержни длиной,
несколько меньшей длины барабана. При падении шаров в бара-
банных шаровых мельницах происходят точечные удары, тогда
как при падении стержней удар распределяется по линии. Это
позволяет вести процесс без глубокого переизмельчения мате-
риала, получать продукт, более однородный по крупности и с
меньшим содержанием пыли. В стержневых мельницах получается
166
не тонкая мука, а мелкая крупка. Здесь измельчение происходит
в результате удара падающих стержней, а также раздавливанияг
поскольку стержни имеют сравнительно большой вес и при вра-
щении барабана часть из них перекатывается.
На рис. 124 показана стержневая мельница для сухого размола
с выводом готового продукта через разгрузочные окна в конце
барабана. Подлежащий измельчению материал подается питателем
Рис. 124. Барабанная стержневая мельница для сухого измельчения (СМ):
1 — вкладыш с винтом; 2 — подшипник; 3 — передняя крышка; 4 — венцовая шестерня;
5 — барабан; в — броневая защита; 7 — люк; 8 — разгрузочный кожух; 9 — разгрузоч-
ные окна; 10—задняя крышка; 11—подшипник.
в мельницу через вкладыш /, внутри которого имеется шнек.
Измельченный материал выходит через окна 9 и попадает в раз-
грузочный кожух 8.
Барабанная мельница имеет следующую техническую харак-
теристику: диаметр барабана 2100 мм; длина барабана 3000 мм;
крупность питания изменяется от 6 до 25 мм; частота вращения
барабана 18 об/мин, производительность по материалу средней
прочности и крупности размола 3 мм составляет 25 т/ч, мощность
двигателя 190 кВт.
На рис. 125 показана стержневая мельница для мокрого из-
мельчения. Она состоит из стального барабана 5, защищенного
изнутри плитами 9, торцовых крышек с полыми цапфами 7, двух
опорных подшипников 2, шестерни 3 и улиткового питателя 8t
167
прикрепленного к загрузочной цапфе. Для монтажа ’и демонтажа
защитных плит предусмотрен люк 6. Схема работы этих мельниц
та же, что и мельниц для мокрого размола с шарами.
Рис. 125. Барабанная стержневая мельница для мокрого измельчения:
а — разрез мельницы; б — общий вид; 1 — выводной вкладыш; 2 — подшипник; 3 — при-
водная шестерня; 4 — привод; 5 — барабан; 6 — люк; 7 — торцовая крышка; 8 — улитко-
вый питатель; 9 — защитные плиты.
В табл. 23 приведены технические характеристики, а в
табл. 24 — ориентировочная производительность стержневых
мельниц мокрого размола.
168
Таблица 23. Техническая характеристика стержневых мельниц
для мокрого размола
Тип Размеры бара- бана, мм Частота враще- ния, об/мин Мощность дви- гателя, кВт Масса, т Размер пита- теля, мм
диаметр длина машины стержней диаметр барабана радиус черпака
2-СМ-1 900 1800 33 26 8,37 3,0 626 715
4-СМ-2 1200 2400 28 33 15,92 5,9 980 1140
З-СМ-З 1500 3000 24 95 23,96 12,5 1215 1420
СМ-176 1500 3000 20 80 28,6 11,96 1200 1400
Таблица 24. Ориентировочная производительность барабанных
стержневых мельниц мокрого размола для материалов средней
прочности при исходной крупности сырья минус 38 мм
Производительность (в т/ч) при конечной крупности
продукта, мм
—2,36 —0,83 —0,42 —0,3 —0,21
2-СМ-1 3,65 2,68 2,33 1,83 1,44
4-СМ-2 8,0 6,0 5,0 4,0 3,0
З-СМ-З 19,5 17,3 13,2 9,8 7,8
СМ-176 16,0 13,0 10,2 8,1 6,5
На рис. 126 показаны разрез и общий вид двухкамерной бара-
банной мельницы, применяемой в химической промышленности
для измельчения угля, графита, доломита, клинкеров, шлака,
известняка, базальта и других материалов. В первую (по ходу
сырья) камеру загружают стальные шары соответствующего диа-
метра, а во вторую — стальные цилиндры, называемые цильбеп-
сами. Через отверстия в диафрагме 5 проходит только измельчен-
ный материал, а шары и крупные'куски остаются. Разгрузочная
решетка 6 также имеет отверстия, пропускающие окончательно
размолотый материал и не пропускающие цильбепсы. Загрузка
и выгрузка мелющих тел осуществляются через люки 4, а подача
сырья и вывод измельченного материала — через полые цапфы
торцовых крышек 1 и 8.
Мельницу применяют для сухого и мокрого измельчения.
Ее техническая характеристика следующая: диаметр барабана
1512 мм, длина 5700 мм, частота вращения 27 об/мин, мощность
электродвигателя 115 кВт, масса мельницы без шаров 30,5 т,
масса шаровой загрузки 12,3 т. При измельчении некоторых мате-
риалов мельница имеет следующую производительность (в т/ч):
Остаток'на сите № 70
8-10 %
1,8
2,2
Около 2,5
Материал
Уголь очень твердый .
Известняк и клинкер
Базальт ...
20%
2,6
3,1
169
Создание многокамерных мельниц объясняется стремлением
привести размер мелющих тел в соответствие с крупностью из-
мельчаемого материала.
Рис. 126. Барабанная двухкамерная мельница для сухого измельчения:
<i — разрез; б — общий вид; 1 — передняя крышка; 2 — барабан; з — защитные плиты;
4 — люк; 5 — диафрагма; 6 — разгрузочная решетка; 1 — приводная шестерня; 8 — задняя
крышка.
В многокамерной мельнице крупность измельчаемого материала
уменьшается по мере его продвижения от входной к выходной
цапфе. В соответствии с этим каждую камеру загружают мелю-
170
Рис. 127. Барабанная многокамерная мельница для сухого измельчения:
1 — штуцер питания; 2 — вкладыш; 3, 13 — подшипник; 4 — передняя крышка с цапфой; 5 — барабан; 6 — защитные плиты; 7 — 9 —
диафрагмы; 10 — насадка последней камеры; 11 — разгрузочный бункер; 12 — сито; 13 — разгрузочная решетка; 14 — задняя крышка
с цапфой и разгрузочными окнами; 16 — привод; 17 — штуцер для вывода готового продукта; 18 — штуцер для отвода боя.
щими телами, размер которых соответствует крупности измель-
чаемого материала. Самые крупные тела будут в первой камере,
а самые мелкие — в последней. Такое распределение мелющих
тел несколько улучшает процесс и снижает энергозатраты па еди-
ницу размолотого материала.
Наличие в барабане диафрагм, помогающих лучше распреде-
лить мелющие тела по длине барабана, усложняет конструкцию
мельницы и делают ее работу недостаточно устойчивой. Эта не-
устойчивость вызывается трудностью равномерного распределе-
ния нагрузки на каждую камеру. Случается, что одна из камер
начинает перегружаться, в ней накапливается измельчаемый мате-
риал, а другая — наоборот, настолько разгружена, что мелющие
тела при падении начинают бить по поверхностям защитных
плит. Эта неравномерность обычно устраняется либо изменением
длины камеры, либо изменением проходного сечения диафрагмы,
однако такая регулировка всегда связана с серьезными ослож-
нениями, возникающими из-за больших размеров мельниц и их
большой производительности.
Более мощными являются трех- и четырехмерные трубные
мельницы. Разрез четырехкамерной мельницы показан на рис. 127.
В основном устройство этой мельницы такое же, как и двухкамер-
ной, но есть и существенные отличия. Подлежащий измельчению
материал подается в мельницу через штуцер питания 7. Пройдя
последовательно все четыре камеры и разгрузочную решетку 75,
измельченный материал попадает в окна задней торцовой крышки
и далее через цилиндрическое сито 12 в бункер 77. Крупные
частицы и осколки разбитых шаров задерживаются на сите и пе-
риодически выводятся через штуцер 75, а готовый продукт непре-
рывно отводится через штуцер 77.
Так как в последнюю камеру поступает уже достаточно измель-
ченный материал и в этой камере идет процесс доводки его до нуж-
ной кондиции, камеру иногда делят радиальными перегородками
на несколько секторов. Каждый сектор загружается мелющими
телами и работает самостоятельно как мельница уменьшенного
диаметра. Измельчение в них идет главным образом истиранием.
Таблица 25. Техническая характеристика многокамерных
барабанных мельниц
Размеры барабана, мм Число камер Частота вращения барабана, об/мин Масса, т Мощность двигателя, кВт
диаметр длина шаровой загрузки машины без шаров
2000 10 500 4 23,0 45 107 380
2200 13 000 4 20,5 47 135,1 625
2600 13 000 3 20,5 70 143 850
3200 15 000 4 16,5 140 377 1776
172
Из-за большой массы мельниц передача вращения от двига-
теля осуществляется через привод 16. В табл. 25 приведена тех-
ническая характеристика многокамерных мельниц.
На рис. 128 показан разрез барабанной ситовой мельницы.
В барабане предусмотрены отверстия а для выхода измельченного
материала на сита и продольные щели б для возврата в барабан
крупной фракции материала, не прошедшей через сита. Бара-
баны большого диаметра располагают между двумя подшипни-
ками. Одну из цапф барабана выполняют полой и через нее осу-
Рис. 128. Барабанная ситовая мельница:
1 — ведущий вал; 2 — кожух; 3 — барабан; 4 — внутреннее сито; 5 — внешнее сито; 6 —
штуцер питания; 7 — направляющие козырьки; 8 — защитные плиты; 9 — штуцер для
вывода готового продукта.
ществляют непрерывную подачу сырья в барабан. Барабаны ма-
лого диаметра обычно крепят на приводном валу консольно, как
показано на рис. 118. Часто вместо двух сит устанавливают одно.
Это значительно упрощает конструкцию мельницы и облегчает
ее обслуживание.
Подлежащий измельчению материал подается в барабан через
штуцер 6, измельчается там и проходит через отверстия барабана
на сита 4, а затем на 5. На втором сите происходит окончательный
отсев целевой фракции материала, а остаток возвращается через
щели первого сита обратно в барабан на домол.
Барабанные ситовые мельницы изготовляют диаметром бара-
бана от 500 до 1500 мм и применяют для сухого измельчения
неслипающихся и неразмалывающихся материалов.’ Для мокрого
измельчения такие мельницы используют редко. Размазывающи-
еся материалы легко забивают сетки, и машина перестает нор-
мально работать.
Достоинством барабанных ситовых мельниц является то, что
для них не нужны специальные классификаторы, из них выходит
173
сразу готовый продукт, крупность которого определяется разме-
ром отверстий в наружном сите. Такие мельницы компактны и за-
нимают мало места. Главные недостатки мельниц частая забивка
сит, особенно при измельчении увлажненных материалов, а также
сравнительно быстрый износ сит и низкая производительность
барабана на единицу объема. Однако барабанно-ситовые мель-
ницы находят довольно широкое применение в химической тех-
нологии при небольшом тоннаже измельчаемого материала.
Теория мельниц
Несмотря на простоту устройства и принципа действия барабан-
ных мельниц, при проектировании новых и подборе стандарт-
ных мельниц, а также в процессе их промышленной эксплуата-
ции возникает необходимость в решении ряда важных задач,
к числу которых, в частности, относятся выбор скорости вращения
барабана, определение производительности мельницы, потребля-
емой мощности, определение размера дробящих или мелющих
тел, которыми следует загружать барабан, и т. п. От правильного
решения этих задач зависит как технологическая, так и экономи-
ческая эффективность работы машины.
Барабанные мельницы, как отмечалось выше, применяют для
тонкого измельчения твердых материалов в многотоннажных
производствах. На этих машинах ежегодно измельчают сотни
миллионов тонн различных материалов, затрачивают на каждую
тонну измельчаемого материала до 20 кВт • ч энергии и около
одного килограмма металла. При таких масштабах измельчения
даже небольшое снижение затрат мощности дает большую эконо-
мию средств.
В поисках наиболее рационального решения указанных выше
задач была исследована механика движения мелющих тел во вра-
щающемся барабане и получены теоретические и эксперименталь-
ные формулы, устанавливающие зависимость между основными
параметрами мельницы и физико-механическими свойствами из-
мельчаемого материала.
Уравнение движения дробящих тел во вращающемся барабайе
и контур дробящей загрузки. Движение дробящих тел при постоян-
ной частоте вращения барабана мельницы и контур дробящей
загрузки достаточно подробно изучены в работах Девиса, Левен-
сона, Канторовича и др. Здесь мы ограничимся изложением ми-
нимума сведений по рассматриваемому вопросу, которые необ-
ходимы для понимания последующих рассуждений и выводов.
При вращении мельницы дробящие тела силой трения увле-
каются в сторону вращения барабана, поднимаются на некоторую
высоту, а затем сползают по его внутренней поверхности, скаты-
ваются или, оторвавшись от стенки, падают вниз. За счет энергии
движения этих тел и измельчается загружаемый в мельницу ма-
териал.
174
Подъем дробящих тел и характер их движения зависит от ча-
стоты вращения и коэффициента трения между дробящими те-
лами и внутренней поверхностью барабана мельницы.
Рассмотрим общий случай движения единичного дробящего
тела весом q во вращающемся барабане радиуса 7?б (рис. 129).
В точке А на тело будут действовать сила тяжести
и центробежная сила
g = mg
qc= qw2 / g Bq
(V.16)
(V,17)
Вес дробящего тела q можно разложить на две составляющие:
радиальную, или нормальную, силу
N = q cos а
(V,18)
и касательную
S = q sin а (V, 19)
Центробежая сила qc и радиальная
составляющая силы тяжести N определяют
силу трения между дробящими телами и
внутренней поверхностью барабана:
T = (qc \-N)f (V, 20)
где f — коэффициент трения.
Подставляя в формулу (V,20) значения
qc из (V,17) и TV из (V,18) и заменяя со на
его значение, получим:
Рис. 129. Схема движе-
ния единичного мелю-
щего тела во враща-
ющемся барабане.
/ \
Г=1 3<1> +ч^)1
(V. 21)
Из рис. 129 видно, что если сила трения Т больше S, то дробя-
щее тело будет подниматься вместе с барабаном вверх. Когда же
Т <ZS, тело будет сползать или скатываться вниз. При Т — S
тело находится в равновесии; тогда, пользуясь формулами (V,19)
и (V,21) и приняв л2^ g, при выражении радиуса барабана в мет-
рах можно написать:
sin I — оЛо
cos а
(V,22)
Отсюда частота вращения барабана (в об/мин)
п = 30 VYsin а — cos а/) / Я б/
(V,23)
Формула (V,23) связывает частоту вращения с радиусом бара-
бана, углом подъема дробящего тела и коэффициентом трения
дробящего тела по внутренней поверхности барабана.
175
Для того чтобы поднять дробящее тело в положение А 2, т. е.
на угол а = 90° (sina = l и cos а = 0), частота вращения барабана
(в об/мин)
пЛ2 = 3°//Йб7 (V,24)
Чтобы удержать дробящее тело в положении А3, когда а =
= 180°, частота вращения должна составлять
пАзЕ=30/1^ (¥,25)
так как в этом случае sin 180° = 0, a cos 180° = —1.
Считают, что формула (V,25) дает кри-
Рис. 130. Схема движе-
ния мелющего тела в за-
грузке при вращении
барабана, защищенного
плитами с выступами.
тическую величину частоты вращения, т. е.
такую, при которой центробежная сила,
действующая на тело в точке Л3, равна его
весу, и при этом тело не будет отрываться
от стенки барабана. Однако сравнение ча-
стот вращения, получаемых по формулам
(V,24) и (V,25), показывает, что в этом
случае тело даже и не поднимается до точки
А3.'Прежде чем подняться до этой точки,
оно должно пройти через точку А2, а для
этого необходимо обеспечить частоту вра-
щения п л.2, т. определяемую по формул?"
(V,24), которая больше, чем пЛз, так как
коэффициент трения/, входящий в формулу
(V,24), меньше единицы.
Действительная картина движения дро-
бящих тел в барабане отличается от опи-
санной. В барабанной мельнице находится не одно, а большое
число дробящих тел, перемешанных с измельчаемым материа-
лом. Дробящее тело не может свободно сползать вниз, так
как за ним следуют другие тела и они его как бы подтал-
кивают. Кроме того, внутренняя поверхность барабана защищена
броневыми плитами фигурного профиля с выступами,' и тела на-
ходятся как бы в зацеплении с футеровкой, что почти исключает
свободное скольжение или скатывание по внутренней поверхности
барабана. Уже при медленном вращении барабана часть дробящих
тел за счет увеличенного коэффициента трения и давления ниже
лежащих тел оказывается поднятой выше точки Л2, а это позволяет
перейти к рассмотрению условий равновесия тела на участке дуги
Л 2 А 3.
Для измельчения материала необходимо, чтобы дробящее
тело, поднявшись вместе с барабаном на некоторую высоту, от-
рывалось от него и падало. Такой отрыв возможен только в том
случае, когда радиальная составляющая N веса тела (рис. 130)
будет больше Центробежной силы qc, действующей на него.
Рассмотрим условия равновесия дробящего тела в любой точ-
ке А на участке дуги Л2 = Л3.
176
В этом случае
(V,26
Для удобства условимся за угол подъема тела а принимать
угол Л043. Тогда с учетом центробежной силы qc = и
нормальной силы по формуле (V,18) получим уравнение
gl?6n2/302 = q cos а
или ____ _____
п = 30 У cos а//яб (V‘,27)
Если рассмотреть равновесное положение тела в точке As,
когда qc = q, а = 0 и cos а = 1, то результат будет аналогич-
ным тому, что дает формула (V,25).
Рис. 131. Траектория движения мелющего тела во вращающемся барабане.
Рис. 132. Схема к определению положения точки падения мелющего тела
на вращающийся барабан.
Траектория движения дробящего тела в барабане. Дробящее
тело после отрыва от защитных плит барабана продолжает дви-
гаться как тело, выброшенное под углом к горизонту с начальной
скоростью со, равной окружной скорости вращения тела; траекто-
рия такого движения является параболой.
В системе координат хАу (рис. 131) текущие координаты пара-
болы определяются выражениями.
х — со cos ат (V,28)
у = со sin ат—gT2/2 (V,29)
Из выражения (V,28) очевидно, что
т~ж/со cos а
Подставив значение т в (V,29), получим уравнение параболы:
g = a?tg a—gx2/2co cos2a (V, 30)
На рис. 131 видно, что траекторией движения дробящего
тела является замкнутая кривая, состоящая из дуги постоянного
12 Заказ Ю80
радиуса и параболы. Положение тела в момент его перехода с кру-
гового на параболический участок траектории определяется углом
подъема, который может быть найден из уравнения (У,27):
cos а = Т?бп2/302 (V,31)
Положение же точки падения дробящего тела на окружность
(точка В} определяется координатами хв и ув в системе координат
хАу, либо углом р (рис. 132).
Определим координаты точки В, которая представляет собой
точку пересечения параболы и окружности. Чтобы найти ее коор-
динаты, нужно решить совместно два уравнения: уравнение пара-
болы и уравнение окружности, отнесенные к одной и той же си-
стеме координат хАу.
Уравнение окружности относительно оси с началом координат
в ее центре будет
Х2_|_у2_ #2^ 0 (V.32)
В системе координат х'Ау”, смещенной относительно центра
окружности в отрицательном направлении оси х на величину,
равную радиусу окружности В, координаты точек окружности
имеют следующие значения:
x' X^R; X=x' — R; y’ Y
Уравнение окружности получим, если в формулу (V,32) под-
ставим значения X и Y:
(»' — 7?)2-Н/)2-Я2 = 0
или после преобразования
(И2 + (/)2- 2x'R = 0 (V.33)
Выражая координаты любой точки а окружности в системе
координат х'Ау* через координаты в системе хАу, получим:
х'=»sina—у cos а
y'==a;cosa—z/sina (V,34)
Подставив значения of и уй из (V,34) в формулу (V,33) и проде-
лав необходимые преобразования, получим уравнение окружности
в системе координат хАу:
х2-|-У2—27? (xsina—ycosa)=0 (V,35)
Уравнение параболы (V,30) нужно привести к виду, удобному
для решения. Исключив из этого уравнения скорость со, находим
из уравнений (V,34) и (V,27) скорость барабана:
со = (л2?/30) (30 /cosa/Vfl) = (/n27F cos a
Принимая л2 = g, получаем:
со = YgR cos a (V,36)
где R — нроизвольныи{радиус вращения дробящего тела.
178
Значение со из выражения (V,36) подставим в уравнение (V,30)
и после соответствующих преобразований получим уравнение
параболы в виде
у=х (sina/cos а)—ж2/27? cos3 а (V,37)
Решая'совместно уравнения (V,35) и (V,37), находим коорди-
наты точки В'.
хв — 4R sin a cos2 а (V, 38)
Ув= — sin2a cos а
Определим угол 0. Очевидно
sin 0 = 7?>п/7? *
НО
Вт = ув — R cos а
следовательно
. л ftR sin2 a cos а — R cos а
sinp= —----------------------= 4 (1 —cos2 a) cos а—cos а =
= 3 cos а—4 cos3a = — cos37z
Так как
(л \
“о---Р /
ы J
то
cos -----0^ s=—cos3 a = cos (л — 3a)
откуда
л
-т;--Р = л —За
или
Р = 3а —-у (V,39)
Таким образом, зная угол подъема дробящего тела а, можно,
пользуясь формулой (V,39), определить угол 0 и найти точку
падения тела на окружность, т. е. точку В.
Контур дробящей загрузки. В барабанной мельнице, как указы-
валось выше, находится большое число дробящих тел.
Это число характеризуется коэффициентом заполнения бара-
бана ср, 'который представляет собой отношение насыпного объема
дробящих тел к внутреннему объему барабана, т. е.
Ч“1з/Уб (V,40)
где Vs — насыпной объем дробящих тел, находящихся в барабане; Vc =л RqLq—
внутренний объем барабана; 7?б и — внутренние радиус и длина барабана.
Из формулы (V.40) следует, что
Тз=фТб = (рл7?|£б
(V.41)
179
12*
Рис. 133. Контур мелю-
щей загрузки.
том заполнения и <
При вращении барабана каждое дробящее тело движется по
траектории, аналогичной рассмотренной выше, но геометрические
размеры ее будут зависеть от радиуса окружности, на котором
вращается тело.
На круговом участке траектории дробящие тела будут распола-
гаться по концентрическим окружностям слоями, радиусы кото-
рых меньше радиуса барабана.
Каждый слой дробящих тел на радиусе, меньшем Лб, будет
иметь свой угол перехода с кругового на параболический участок
траектории, свою параболу и свою точку падения, которые опре-
деляются по уравнениям (V,27), (V,29) и (V,30).
Внешний контур дробящей загрузки
определяется радиусом барабана R6, вну-
тренний контур — радиусом RB (рис. 133).
Величина внутреннего радиуса за-
висит от коэффициента заполнения и ча-
стоты вращения барабана мельницы.
При постоянном числе оборотов с уве-
личением коэффициента заполнения бара-
бана Вв уменьшается. При постоянном
коэффициенте заполнения с увеличением
частоты вращения барабана этот радиус
увеличивается.
Зависимость между внутренним радиу-
сом дробящей загрузки 7?в, коэффициен-
)тотой вращения барабана можно получить
следующим образом. Коэффициент заполнения барабана мель-
ницы представим как отношение площади сечения дробящей за-
грузки F при неподвижном барабане к площади сечения самого
барабана F6 —
(V,42)
Площадь сечения дробящей загрузки F можно представить
как сумму двух площадей: площади сечения загрузки, находя-
щейся“при вращении барабана на круговом участке траектории
и площади сечения загрузки той же плотности укладки дробящих
тел, находящейся на параболическом участке траектории Fй:
F - F. 4-F2
(V,43)
С достаточной точностью для решения поставленной задачи
можно допустить, что вся масса дробящей загрузки при движении
сосредоточена в цилиндрическом слое с радиусом, равным радиусу
инерции Ro площади А1А2В1В2. На этом радиусе угол перехода
загрузки с кругового на параболический участок траектории ра-
вен а0, а угол падения — Ро.
180
При движении дробящего тела от точки Во до точки Ло оно
повернется на угол
4> = 3/2л«—а0-р0 = 2л—4а0 (V,44)
так как
Рв»3ао— л/2
Если барабан, а следовательно, и дробящее тело делают п
оборотов в минуту, то время одного оборота, т. е. поворота на
угол 2л, будет равно 1/п. Время пребывания тела на круговом
участке траектории — Тр. Величине То соответствует угол поворота
2л — 4а, причем
w'=(л—2а0)/лп (V.45)
При движении из точки Л о в точку Во по параболическому
участку траектории тело проходит путь по горизонтали, равной
*в0
®В() "^0 sin а0 cos2a0
Скорость тела по горизонтали
(0х = СО cos а0
Зная путь и скорость движения тела, определяем время про-
хождения им параболической траектории:
„ хв0 _ 4Д0 sin а0 cos2a0
т0 = (Од. co cos ар
Окружная скорость о) = 2л2?оп, откуда
4Д0 sin ар cos2 а0 sin2a0
*о~ 2л7?опcosa0 лп ' *
Зная время пребывания тела на круговом участке траектории
(то) и на параболическом (тр), определяем время полного цикла
тела, т. е. время прохождения дробящего тела по всей замкнутой
траектории
т0=т' 4- т" = (л—2a0+sin 2а)/ (л n) (V,47)
Очевидно, за время полного цикла то через параболический уча-
сток траектории пройдет весь объем дробящей загрузки, соответ-
ствующий ее сечению F, за время то — объем, соответствующий
сечению Flf а за время тр — сечению F2 — F — Fr. Отсюда сле-
дует, что
Л/^=^/т0
или
р . р я—2а0 е л — 2ap4-sin 2ар______________л — 2а0
лп пн л — 2ap-f-sin2a0
(V ,48)
(V,49)
181
откуда
л —2a04-sin2a0 п-2а0 (V.50)
Значение угла а о определяется по формуле (V,27) cos ao=7?on2/9OO (V.51)
где радиус инерции ^o=V(/?? + ^b)/2 (V,52)
Площадь загрузки, находящейся в каждый момент времени
на круговом участке траектории, достаточно точно определяется
Рис. 134. Схема к оп-
ределению площади
сечения мелющей за-
грузки.
из соотношения
Я(я;-Д>)
360
(V.53)
где фс — центральный угол, образованный радиусами
ОАС и ОВС (рис. 134).
Значение этого угла определяют так же,
как и “фо, по формуле (V,44)
фс=2л—4ас
(V.54)
Угол ае определяется йз выражения
cos ас = Ясп2/900 (V ,55)
где
Лв=(Лб4-Лв)/2 (V.56)
Пользуясь формулами (V,42), (V,50)—(V,56), можно найти
зависимость внутреннего радиуса дробящей загрузки 7?в от часто-
ты вращения п и коэффициента заполнения барабана <р.
В качестве постоянной величины предполагается радиус бара-
бана 7?б. Частоту вращения барабана можно выразить через ра-
диус барабана в виде
n = k!V2B~6 (V,57)
где к — коэффициент пропорциональности.
Внутренний радиус дробящей загрузки также можно выразить
зависимостью от радиуса барабана
где т <3 1.
7?в = пгЯб
(V.58)
Для каждой принятой частоты вращения барабана или для
каждого значения к можно найти зависимость внутреннего ра-
диуса дробящей загрузки 7?в от коэффициента заполнения бара-
бана <р.
Пусть, например, к = кг, тогда, принимая различные значе-
ния гп, находим по формуле (V,56) соответствующие принятому
значению т величины 7?с; по формуле (V,55) определяем угол
182
ас; по формуле (V,54) находим угол ф; по формуле (V,53) находим
Fx; по формуле (V,52) определяем 2?0 и затем находим угол а0.
Подставив в формулу (V,50) значения и а0, находим F и, на-
конец, по формуле (V,42) определяем коэффициенты заполнения,
соответствующие различным значениям иг, или значениям 2?в,
выраженным через радиус барабана Аналогичным путем можно
найти эту зависимость и при любых других значениях к. Резуль-
таты вычисления приведены на рис. 135.
Рис. 135. График зависимости между коэффициентом заполнения и внутренним
радиусом контура мелющей загрузки при различных частотах вращения
бараба пэ:
Кривая на
графике... 1 2 В & Б 6 7
вр+б... 25 27 28 30 32 34 37,2
Рис. 136. Схема скоростей к определению относительной скорости удара мелю-
щего тела по измельчаемому материалу.
Относительная скорость дробящего тела в момент удара по
измельчаемому материалу. Скорость <в0, которую имеет дробящее
тело в момент удара по измельчаемому материалу, является гео-
метрический суммой скоростей движения тела по параболе соо
и движения материала по окружности со в момент их встречи.
Для определения этой скорости воспользуемся рис. 136,
на котором представлена схема скоростей тела в точке В, т. е.
в точке удара.
Скорость соо можно рассматривать как геометрическую сумму
радиально-составляющей скорости тела по параболе сог и относи-
тельной касательной скорости сот, т. е.
=0)2+со? (V,59)
Скорость сот представляет собой алгебраическую разность
скоростей движения материала по окружности со и касательной
183
составляющей скорости движения тела по параболе сок, т. е.
сот = со—сок (V,60)
Скорость сок определяется как составляющая скорости движе-
ния тела по параболе из соотношения
юр=<°к + юг (V.61)
Скорость дробящего тела на параболе сор определяется как
геометрическая сумма скоростей горизонтального co^ и верти-
кального Шу движения тела:
(V,62)
Следовательно, чтобы найти соо нужно сначала определить
СКОРОСТИ й)х, (Оу, (Ор, сог, сок И (0т.
Скорость сох представляет собой проекцию окружной скорости
тела на ось х:
wx-(ocosa (V,63)
Подставив вместо со ее значение из формулы (V,36), получим:
(Од. — cos a VgR cos а (V,64)
где R — произвольный радиус вращения дробящего тела.
Скорость Ыу является скоростью вертикального движения
тела в точке В; это конечная скорость падения тела с высоты Н,
т. е.
rf = 2gR (V.65)
Высота падения тела
//-л-Wb (V.66)
где — ордината точки падения тела, вычисляемая по формуле (V,38).
Величина h — максимальная высота подъема тела над осью х.
Значение h находится из уравнения параболы (V,37). Дифферен-
цируя это уравнение и приравнивая полученный результат к
нулю, находим значение х, при котором у принимает максималь-
ное значение.
Из уравнения (V,37) находим
dy/dx-sixi a/cos а—x/R cos3 а =0
откуда
х<= R sin a cos2a (V,67)
Подставив значение x в уравнение (V,37), получим величину
Утах (.Утах
z/max = h = R /2 sin2 a cos a
(V,68)
184
Тогда
H—R/2 sin2 a cos a+ 47? sin2a cos a (V,69®
или
77=9/27? sin2 a cos a
Очевидно, ci^. равно ,
= 9g 7? sin2 a cos a (V ,70)
Скорость движения тела по параболе сор определяют из урав-
нений (V,62), (V,64) и (V,70)
©p=g7? cos3 a 4-9g7? sin2 a cos a = gR cos3 a + 9g7? (1—cos2 a) cos a
которые после преобразования имеют вид:
a>p = g7? (9cosa-8cos3a) (V,71)
Радиальную составляющую скорость сот можно определить
как проекцию скорости сор на радиус окружности, проходящей
через точку В.
Известно, что проекция геометрической суммы векторов на
какую-либо ось равна алгебраической сумме проекции составля-
ющих (слагаемых) на ту же ось. Поэтому для определения проек-
ции скорости сор на радиус необходимо спроектировать ее соста-
вляющие (0х И Сду‘
сог = сод. cos р + sin Р
Но из уравнения (V,39)
’P = 3a—л/2
Тогда
cos р = со$ [За — (л/2)] =sin За = 3 sin а — 4 sin3 а
*
sin P = sin [За—(л/2)] = —cos 3a = 3cos а—4 cos3 а
Подставив в выражение для сог значения со* из (V,64), ыу
из (V,70), cos р и sin p, получим:
со,-— VgR cos a cos a (3sin a — 4 sin8 a) + VgR cos a 3sin a (3 cos a — 4 cos8 a) =
= Vg7?cos a (12 sin a cos a—4 sin3 a cos a —12 sin a cos8 a)
HO
12 sin a cos a —12 sin a cos3 a = 12 sin a cos a (1 —cos2 a) = 12 sin8a cos a
После подстановки и упрощений уравнение для примет
следующий вид:
©г = 8 sin3a cos a gR cos a (V,72)
185
Касательная скорость сок находится так же, как проекция
скоростей со* и &у на касательную в точке В:
<ок = oy cos 0 — Шд; sin р
Значения со*, sin 0 и cos 0 определены раньше, поэтому
подставим эти выражения в последнюю формулу:
г
(ок = J^gT? cos а 3 sin а (3 sin а — 4 sin3 а) — У gR cos а cos а (3 cos а — 4 cos3 а)
После преобразований получим:
(ок = (14-4 sin2 «4-8 sin4 а) VgR cos а (V,73)
Относительную касательную скорость сот находят из уравне-
ний (V,60) и (V,73):
(от = (8 sin4 а — 4sin2a)l^g7? cos a (V,74)
Зная со, и сот, находим значение относительной скорости удара
из выражения (V,59):
ш2 = 64sin6 a cos2 agR cos a 4- (8 sin4 a — 4sin2a)2gJ? cos a
После преобразований уравнение длй соо приобретает следу-
ющий вид __________________
(о® — 16g7? sin4 a cos a (V,75)
Это выражение можно привести к иному виду, приняв во вни-
мание, что
cos d=/?n2/302
И
sin4 a = (1 —cos2 a)2 = 1 — 2 cos2 a 4-cos4 a
Заменив в уравнении (V,75) sin a и cos a, получим:
о Г / n \2 / п \6 ( п \10"1
[яЦ-да) -2ЛЧ 30 ) +1дЧ’зо) J (v,76>
Производительность мельниц. Рассмотрим влияние различных
факторов на производительность барабанных мельниц.
Работа дробящей загрузки и частота вращения барабана.
Производительность и эффективность барабанных мельниц в ос-
новном зависит от внутренних размеров, частоты вращения и ко-
эффициента заполнения барабана, а также от соотношения между
массой дробящего (мелющего) тела и механическими свойствами
измельчаемого материала (крупность, прочность и т. п.).
В поисках оптимальных условий работы барабанных мельниц
основным было установление зависимости между диаметром и ча-
стотой вращения барабана. В качестве оптимального принималось
такое соотношение между диаметром и частотой вращения бараба-
на, при котором дробящие тела имели максимальную относитель-
ную скорость удара соо при падении на барабан (см. рис. 134).
186
В этом случае частота вращения барабана (в об/мин):
п = 27,06/ (/А {<1+^2) (V.77)
где 2?б — внутренний радиус барабана мельницы, м.
Величина а — отношение внутреннего радиуса контура дро-
бящей загрузки к радиусу барабана (7?в = ориентировочное
значение
а = — 0,024 + 0,39 /7-ЮР (V.78)
где Р — объемный коэффициент заполнения барабана шарами.
В качестве оптимального принималось такое соотношение
между диаметром и частотой вращения барабана, когда высота
падения дробящего тела достигала максимума. Для движения
одного слоя загрузки при этих условиях частота вращения
(в об/мин)
n=32//^ (V.79)
и для случая, когда еще не произошло столкновение шаров в по-
лете
п = 37,2//Т^ (V.80)
В обоих случаях исследователи стремились найти максималь-
ную эффективность при однократном падении одного мелющего
тела — шара. Распространяя выводы, полученные для одного
тела, на всю дробящую загрузку, в данных случаях последнюю
рассматривали как тело с радиусом вращения, равным радиусу
инерции контура загрузки, находящейся на круговом участке
траектории движения тел. Однако практически интерес предста-
вляет не единичное падение шара, а его работа в единицу времени,
которая зависит не только от эффективности единичного удара,
но и от числа ударов, которые делает шар в единицу времени,
что в описанных случаях не было учтено. Кроме того, принятое
авторами допущение, что шаровая загрузка есть сплошное тело,
не соответствует действительности. Шаровая загрузка предста-
вляет собой подвижный сыпучий материал.
Эти недостатки исходных предпосылок описанных случаев
были учтены Н. В. Пастуховым. Производительность мельниц
была выражена в зависимости от работы мелющей загрузки, кото-
рая рассматривалась как сыпучая, подвижная масса. Было най-
дено, что для одного слоя шаровой загрузки частота вращения
(в об/мин)
и=30,6//Аз (V.81)
и для шаровой загрузки с внутренним радиусом контура 7?в = 0
п = 34/ VW6 (V.82)
Была установлена более общая зависимость между частотой
вращения, диаметром и коэффициентом заполнения барабана,
187
получено соотношение для определения производительности из-
мельчителя и потребляемой им мощности. При этом были приняты
во внимание следующие положения:
1) во вращающемся барабане мельницы дробящие тела — шары
цилиндры, стержни, диски и т. п. — движутся по замкнутым тра-
екториям, состоящим из дуги постоянного радиуса и параболы;
2) коэффициент трения между дробящими телами и защит-
ными плитами барабана близок к единице. Такое допущение осно-
вано на том, что поднимающийся по направлению вращения бара-
бана поток дробящих тел препятствует скольжению единичного
Рис. 137. Схема к определению
работы мелющей загрузки.
тела вниз по защитным плитам;
3) материал в барабанной мель-
нице измельчается главным обра-
зом в результате ударов пада-
ющих тел. Сопутствующее основ-
ному способу измельчения истира-
ние почти не влияет на произво-
дительность машины и только
увеличивает износ ее рабочих
элементов;
4) производительность барабан-
ной мельницы пропорциональна
работе или мощности дробящей за-
грузки и зависит от размера и
формы мелющих тел;
5) дробящая загрузка представ-
ляет собой подвижную сыпучую
массу.
Строгость каждого из этих положений можно оспаривать,
поскольку они являются приближенными, однако при современ-
ном состоянии теории барабанных мельниц этих предпосылок,
вполне достаточно для решения практических задач.
Для определения работы всей дробящей загрузки выделим,
как показано на рис. 137, элементарный слой загрузки толщиной
dR на расстоянии от центра барабана R и шириной s. При постоян-
ной длине барабана Z6 и насыпном весе загрузки рн вес выделен-
ного элемента
dq = sdRL^Pn
(V,83)
Работа этого ’элемента в момент его удара по измельчаемому
материалу равна изменению его кинетической энергии
da = dEl—dE2
(V,84)
1де dEx — кинетическая энергия элемента перед ударом; dE2 — кинетическая
энергия того же элемента после удара.
Ввиду незначительной упругости загрузки мельницы (дробя-
щие тела плюс измельчаемый материал) энергия dEz представляет
188
собой малую величину по сравнению с dEt и ею можно прене-
бречь. Тогда
da = dE1 — dq(i)Q/2g (V.85)
где ©0 — относительная скорость удара элемента по измельчаемому материалу,
определяемая из выражений (V.75) или (V.76).
Подставив в выражение (V,85) значения dq из уравнения (V,77)
и (оо из уравнения (V,76), находим:
Г ( п \2 / п \в [ п \1о
da = J8PhsZ-6 J#2 у др у 2.??4 \ 30 / \ 30 /
dR (V,86)
Работу элементарного слоя дробящей загрузки можно пред-
ставить как произведение работы одного элемента за один удар
на число элементов, упавших за один оборот барабана, и частоту
вращения барабана, т. е.
dA = da (2nR/s) п
(V.87)
В этом выражении 2nRls —число элементов дробящей загрузки
шириной s, упавших за один оборот барабана.
Подставив в выражение (V,87) значение da и произведя соот-
ветствующие преобразования, получим:
. Г I п \3 ( п V । ( п \11-1
<Ы=|480лрн£б|_/?з I — J — |27?5(^—J J dR (V.88)
Чтобы найти работу всей дробящей загрузки, необходимо
суммировать работу элементарных слоев, т. е. проинтегрировать
уравнение (V,88) относительно R в пределах от внутреннего
радиуса дробящей загрузки (2?в) до радиуса барабана мельницы
№)•
После интегрирования получаем выражение для расчета ра-
боты дробящей загрузки в минуту:
Л=480лрн£б
„4 в* (JL\3 _ о Дв (n V I Д<5 ( п V1
яб Лв \ зо ; z 6 \ зо / "г 8 \зо;
(V,89;
Из выражения (V,89) следует, что для барабанной мельницы с за-
данными диаметром и длиной барабана работа дробящей загрузки
зависит от двух переменных: частоты вращения барабана п и внут-
реннего радиуса дробящей загрузки RB.
Величину последнего измерить нельзя, но ее можно определить
в зависимости от частоты вращения и коэффициента заполнения
барабана, воспользовавшись для этой цели кривыми на рис. 135.
Уравнение (V,89) можно значительно упростить, если произ-
вести соответствующие вычисления, задаваясь различными часто-
тами вращения и внутренним радиусом дробящей загрузки, выра-
жая их через радиус барабана, аналогично тому, как это было сде-
лано при выяснении зависимости между внутренним радиусом
189
дробящей загрузки, частотой вращения и коэффициентом запол-
нения барабана по формулам (V,57) и (V,58).
Если, например, для барабана принять какую-либо определен-
ную частоту вращения, или, что то же самое, определенное значе-
Рис. 138. График зависимости коэффициента работы от внутреннего радиуса
контура дробящей загрузки при различных частотах вращения барабана:
Кривая на
графике ... 1 2 3 4 5 6 7
п]/вб ... 25 27 28 30 32 34 37,2
Рис. 139. График’зависимости коэффициента работы дробящей загрузки от
коэффициента заполнения барабана при различных частотах вращения
барабана:
Кривая на
графике ... 1 2 3 4 5 6 7
пу©б... 25 27 28 30 32 34 37,2
ние к и вычислить при этом работу загрузки (в Дж за 1 мин)
при разных значениях 7?в или т, то уравнение (V,89) примет вид:
Л = МрнЯ|’5£б (V.90)
где М — числовая величина, которая меняется в зависимости от частоты вра-
щения барабана и внутреннего радиуса дробящей загрузки, выраженных через
радиус барабана; эта величина имеет размерность м-1/г/мин, а ее значения пред-
ставлены на рис. 138; рн — насыпной вес дробящей загрузки, Н/м3; R$ — внут-
ренний^радиус барабана, м; — внутренняя длина барабана, м.
Пользуясь формулой (V,90), можно вычислить работу дробя-
щей загрузки для любой мельницы, если известны радиус, длина,
190
частота вращения и коэффициент заполнения барабана, а также
насыпной вес дробящей загрузки.
По частоте вращения и коэффициенту заполнения барабана
на соответствующей кривой (см. рис. 135) находят внутренний
радиус дробящей загрузки.
Затем по внутреннему радиусу дробящей загрузки и частоте
вращения барабана, выраженным через его радиус, на соответ-
ствующей кривой (см. рис. 138) находят значения М. Подставляя
в формулу (V,90) значения М, рн, Кб и Дл вычисляют А.
Пример. Дано: Rq = 1 м; £б — 3 м; рн = 41 000 Н/м3; п = 21,2 об/мин;
коэффициент заполнения <р = 0,3. Найти работу дробящей загрузки.
Определяем значение nV2R6 = 21,2 1^2 = 30.
Следовательно, значение RB : R^ необходимо искать на кривой 4 (см. рио.
135). При <р = 0,3 внутренний радиус дробящей загрузки RB = 0,64 R6, т. е.
RB : = 0,64. По кривой 4 (см. рис. 138) находим значение М, соответству-
ющее RB : Rc = 0,64; оно равно 74.
Подставив в формулу (V.90) числовые значения, определим работу (в Дж)
за 1 мин дробящей загрузки:
А = 74 • 4i С00 • 12.5.3=89,3 • 10^
Пользуясь кривыми рис. 135 и 138, можно исключить необ-
ходимость находить внутренний радиус дробящей загрузки, со-
ставив таблицу и построив кривые зависимости значений М не-
посредственно от частоты вращения г и коэффициента заполнения
барабана ср, которые обычно бывают известны или легко замеряются.
По графику зависимости коэффициента работы от внутреннего
радиуса контура дробящей загрузки (см. рис. 138) для определен-
ных значений п и находят значение М, а по графику зависимо-
сти коэффициента заполнения и внутреннего радиуса контура дро-
бящей загрузки (см. рис. 135) для тех же значений п и Нв опреде-
ляют коэффициент заполнения ср.
Внутренний радиус дробящей загрузки 7?в исключается и ос-
тается зависимость М от п и ср.
Найденная таким путем зависимость приведена на рис. 139.
Из этого графика следует, что каждой частоте вращения барабана
соответствует максимальный коэффициент заполнения. Превыше-
ние этой величины приводит к нарушению работы дробящей за-
грузки, а это, в свою очередь, к увеличению износа дробящих
тел и броневой защиты барабана, а также увеличению расхода
энергии на единицу продукции.
Из анализа того же графика следует, что каждому коэффициен-
ту заполнения соответствует только одна частота вращения бара-
бана, при которой дробящая загрузка производит наибольшую
работу:
ф/s ... . 0,3 0,35 . 0,4 0,45 0,535
п, об/мин 27—28 30 32 34 37.2
V2Rq 1'2Лб V2R~6 /2Я? V2R^
191
Зависимость коэффициента заполнения от частоты вращения
барабана имеет вид
п = аф-|-Ь (V.91)
Значения неизвестных постоянных а и b определяют по двум
известным точкам:
30/Т/2Л^=0,35а 4-Ь
34/ V2R~6 = 0,45а + Ь
Решая совместно эти уравнения относительно а и bt находим:
а=40//2Я^ =
Подставив полученные значения а и b в уравнение (V,91),
найдем зависимость между частотой вращения, радиусом и коэф-
фициентом заполнения барабана:
п = (8/^2Яб) (5<р4-2) (V ,92)
Полученная формула связывает между собой не только ча-
стоту вращения и диаметр барабана мельницы, но и коэффициент
заполнения барабана, который составляет существенную вели-
чину, так как перед ним стоит множитель 5.
Следует отметить, что формула для определения частоты вра-
щения барабана мельницы (V,79) является частным случаем более
общей формулы (V,92).
По графику зависимости коэффициента работы дробящей
загрузки от коэффициента заполнения барабана (см. рис. 139)
можно определить условия, при которых дробящая загрузка мель-
ницы производит максимальную работу: п = 34/]f2R6 и ср =
= 0,45.
Производительность и мощность дробящей загрузки. Произ-
водительность барабанной мельницы по заданному материалу,
как уже говорилось, зависит от технической характеристики
мельниц; физико-механических свойств, начальной и конечной
крупности измельчаемого материала, а также условий эксплуата-
ции мельницы.
К технической характеристике мельницы относятся размеры, коэффициент
заполнения, частота вращения и конструктивные особенности барабана. Физико-
механические свойства измельчаемого материала — его твердость, хрупкость,
вязкость, влажность и т. п. Условия эксплуатации — это надежность питания,
своевременность вывода готовой продукции из зоны измельчения, надлежащий
подбор дробящих тел, а также поддержание нормального коэффициента запол-
нения и частоты вращения барабана мельницы.
Одна и та же мельница в зависимости от физико-механических
свойств материалов, степени измельчения и условий эксплуатации
имеет различную производительность.
192
Как известно, скорость любого процесса пропорциональна
движущей силе и обратно пропорциональна сопротивлению про-
цесса:
C=P!V
где С — скорость процесса; Р — движущая сила процесса; V — сила сопроти-
вления.
Это справедливо и для процесса измельчения материала в ба-
рабанной мельнице.
Движущим фактором процесса в барабанной мельнице является
работа дробящей загрузки в единицу времени, т. е. мощность.
Мощность дробящей загрузки (в кВт) из уравнения (V,90)
А МРнЯб’5 Lq
ЛГз = 60 • 1000 = 60 000
(V.93)
где А — работа, Дж/мин; М — коэффициент, м0,6/мин; рн — насыпной вес
дробящей загрузки, Н-/м3; /?б — радиус барабана, м; L6 — длина барабана, м.
Мощность дробящей загрузки характеризует потенциальные
возможности барабанной мельницы и является общим критерием
для сравнения между собой мельниц разных размеров. Любые две
мельницы можно считать равноценными, если их мощности дробя-
щих загрузок равны.
Очевидно, при прочих равных условиях, чем больше работа
дробящей загрузки или ее мощность, тем выше производительность
мельницы.
Сопротивление процессу измельчения оказывают силы сцепле-
ния между частицами измельчаемого материала, зависящие от твер-
дости, хрупкости, вязкости и других физико-механических
свойств материала. Сопротивляемость материала измельчению
выражается в единицах энергии дробящей загрузки, расходуемой
на измельчение единицы веса материала от начальной до конечной
крупности.
Поскольку мощность дробящей загрузки в формуле (V,93)
выражается в кВт, целесообразно сопротивляемость материала
измельчению выражать в кВт*ч/т продукции. Условимся эту
величину называть удельной сопротивляемостью измельчению
или удельным расходом энергии измельчения.
Обозначим удельную энергию измельчения через 5, кВт*ч/т.
Тогда" производительность мельницы (в т/ч)
Q = N3/9 =AfpH7?g’6L6/(60 000 • Э)
(V.94)
В выражении (V,94) не учитывается влияние размера и формы
дробящих тел на производительность мельниц, этот вопрос будет
рассмотрен ниже.
13 Заказ 1080
193
Удельная энергия измельчения зависит от природы и состоя-
ния измельчаемого материала, .его начальной и конечной круп-
ности, ее находят опытным путем из выражения (V,94):
Э = 60 000(2/(Мрн/?б’5£б)
(V,95>
Рис. 140. График зависимости ко-
нечной крупности измельчаемого
материала при мокром измельчении
от удельного расхода энергии.
Экспериментальное определение значения Э не представляет
трудностей. Размеры, частота вращения, коэффициент заполнения
барабана, насыпной вес дробящих тел опытной мельницы всегда
известны. Следовательно, знаменатель формулы (V,95) находят
простым вычислением. Произво-
дительность мельницы опреде-
ляют непосредственными измере-
ниями выхода измельченного-
материала из опытной мельницы
с последующим пересчетом на
часовую производительность (в т).
На рис. 140 представлен гра-
фик изменения удельной энергии
при мокром измельчении мате-
риалов от размера частиц конеч-
ного продукта при исходных раз-
мерах кусков в сырье, равных
60 мм. По оси ординат отложена
конечная крупность частиц в мм,
а по оси абсцисс — удельная;
энергия измельчения в кВт«ч/т.
Природу измельчаемого мате-
риала учитывают поправочным
коэффициентом т), который может
быть назван также коэффициентом:
измельчению. Чтобы определить
сопротивляемости материала ]____________ х ,
удельную энергию измельчения для данного материала, по графику
(рис. 140) находят значение Э в зависимости от крупности частиц,
исходного сырья и конечного продукта и найденную величину
умножают на соответствующий коэффициент, т. е. Эм = т]Э.
При мокром измельчении некоторых материалов этот коэффициент
имеет следующие значения:
Руда П
Апатитовая (кировская)......................1,0
Медная
калатинская ...........................0,67
красноуральская .......................0,91
каунр адская ...........................1-0
карабашская ...........................1,18
Медно-цинковая (карпушская) ................1,0
Свинцово-цинковая (мизурская)...............0,84
Свинцово-цинковая (риддерская)..............0,91
194
Из графика (рис. 140) видно, что при измельчении апатитовой
руды (куски размером в поперечнике 60 мм) до частиц минус
1мм расходуется около 2,5 кВт-ч энергии дробящей загрузки
на 1 т материала. При измельчении кусков от 1 мм до минус 0,2 мм
расход энергии составляет уже около 8,5 кВт-ч/т, а кусков от
1 мм до минус 0,15 мм расход энергии возрастает до 12,5 кВт-ч/т.
Если же измельчение руды вести от 1 мм до минус 0,1 мм, затраты
удельной энергии измельчения возрастают до 23,5 кВт-ч/т. Удель-
ная энергия измельчения с уменьшением размера частиц размоло-
того материала быстро растет. С уменьшением размера частиц
конечного продукта кривая асимптотически приближается к оси
абсцисс. Следовательно, при бесконечно малом размере частиц
в размолотом материале удельная энергия измельчения стремится
к бесконечности.
Значения удельной энергии некоторых материалов приведены
в табл. 26.
Для углей значение удельной энергии измельчения при другой
тонине помола можно найти из уравнения
Эм = аЭ
где Э — удельная энергия, найденная по справочным таблицам.
Поправочный коэффициент на тонину помола имеет следующие
значения:
Остаток
на сите
№ 009, % 2—10 10—15 15—20 20—25 25—30 30—35 35—40 40—50
а ... 1,0 0,85 0,75 0,70 0,65 0,60 0,55 0,45
Потребляемая мощность. Эта мощность расходуется на ра-
боту, выполняемую дробящей загрузкой, сопротивление при
вращении барабана и преодоление сопротивления трения в под-
шипниках машины и передаточных механизмах:
ДГд=ЛГа + ЛГб (V,96)
где — мощность двигателя мельницы, кВт; Na — мощность, расходуемая
на покрытие работы дробящей загрузки, кВт; — мощность, расходуемая
на преодоление сопротивления трения в подшипниках мельницы, кВт.
Мощность Na определяют по формуле (V,93), в которой за
насыпную плотность дробящей загрузки рн принимают насыпную
плотность смеси из дробящих тел и измельчаемого материала р3.
Эту величину можно определить следующим путем.
Масса измельчаемого материала, постоянно находящегося в ба-
рабане, должна быть на 15—20% больше, чем это требуется для
заполнения пустот между дробящими телами, в противном случае
тела при своем падении будут ударяться друг о друга, что увеличит
их износ и повысит расход энергии на единицу размолотого ма-
-териала.
13*
195
Объем пустот в 1 м8 дробящей загрузки
ип = 1 — Рн/Ро (v,97>
где рн — насыпной вес дробящей загрузки; р0 — удельный вес материала, иа
которого изготовлены дробящие тела.
При удельном весе измельчаемого материала рн его вес, при-
ходящийся на 1 м3 дробящей загрузки, с учетом 15%-ного избытка
будет:
<?; = 1,15vnрн = 1,15 [1 - (рн/ро)] Ри (V.98)
а средний удельный вес смеси дробящих тел и измельчаемого-
материала (в Н/м3), величину которой необходимо подставлять
в выражение (V,93) для определения Na:
ГРзвРн+1.15 [1 — (Ри/Ро)]Ри (V.99)
Мощность N6 достаточно точно определяется по конструктив-
ным размерам барабана и массе загрузки, находящейся на круго-
вом участке ее движения.
Если обозначить вес барабана и загрузки, находящейся на
круговом участке его движения, через G, внешний радиус цапфы
через гц, радиус приводного венца барабана через 7?ш, коэффи-
циент трения в подшипниках через / и частоту вращения барабана
в минуту через п, то уравнение моментов сил, приложенных к ба-
рабану, будет:
где Р — окружная сила на приводном венце барабана.
Затрачиваемая мощность (в кВт)
7V6=Pto/lO0O
где со = л2?ш п/ЗО — окружная скорость на приводном венце.
После соответствующих преобразований уравнение для опре-
деления N6 (в кВт) принимает вид
. Лгб=:г1/б!Гцп/3 • 104 (V.100)'
Чтобы определить потребляемую мельницей мощность, необ-
ходимо учесть коэффициент полезного действия передаточных
механизмов.
Часто возникает необходимость определить потребляемую
мощность, когда конструктивные размеры мельницы еще неизвест-
ны. В таких случаях можно принять N6 равной примерно 8—10%
от Na. Для промышленных измельчителей такое значение N6
вполне допустимо. Следовательно, для определения потребляемой
мельницей мощности (в кВт) в первом приближении можно поль-
зоваться формулой
тУд=|1,1Мр3/?д’5 £б/6 104
(V.101)
197
Барабанные мельницы широко используют в горно-металлур-
гической, цементной и в ряде других отраслей промышленности.
При этом используются свои расчетные формулы для определения
производительности мельниц с учетом особенностей измельчаемого
материала и специфики производства.
В горно-металлургической промышленности принята эмпири-
ческая формула
Q=kD^L (V,102)
где Q — производительность, т/ч; D и L — диаметр и длина барабана, м; к —
опытный коэффициент, учитывающий влияние размера шаров, шаровую загрузку,
плотность пульпы при мокром помоле, природу измельчаемого материала,
крупность питания и готового продукта, циркуляционную нагрузку, схему
измельчения и др.
В цементной промышленности используют уточненную формулу
В. В. Алявдина
п_____Q э^м'Пр__
^“lOOOVlg (Уо/У) 6,7Г
(V.103)
где Q — удельная производительность мельницы при размоле материала, при-
нятого за эталон (остаток на сите № 009 равен 10%), кг-ч-1-кВт~1; /см — ко-
эффициент размолоспособности материала; т]р — коэффициент, характеризую-
щий эффективность размола; у0 — остаток на сите № 009 в материале, поступа-
ющем в мельницу, %; у — остаток на сите № 009 в размолотом материале, %;
т — показатель степени, зависящий от свойств материала и условий размола
(для угля т = 1,25, для клинкера т = 1,0); V — внутренний объем барабана
мельницы, м3; D — внутренний диаметр барабана, м; G — масса шаровой за-
грузки, т.
Для определения производительности (в т/ч) трубных много-
камерных мельниц в цементной промышленности используют
формулу
Q = qk-&,^VVD\y -у) (V.104)
Входящие в формулы (V,103) и (V,104) выражения
6.7 Vd у -у и 6,45V V75
представляют собой мощность, расходуемую на измельчение мате-
риала. Они получены опытной обработкой теоретической формулы
Л. Б. Левенсона для мощности, расходуемой на подъем шаровой
загрузки в барабане
7V=8,9G Vd
(V.105)
при частоте вращения п = 32/j/Z) об/мин.
Эта формула получена при допущении, что наиболее эффектив-
ное измельчение в мельнице происходит при частоте вращения
барабана, соответствующей максимальному подъему внешнего
слоя шаров, и что шаровая загрузка представляет собой сплошное
198
тело. Эти допущения искажают физическую картину движения
дробящей загрузки, и по формуле (V,105) получаются заниженные*
значения расходуемой мощности шаровой мельницы. Поэтому
в формулы (V,104) и (V,105) были внесены опытные коррективы.
Формулы (V,f04) и (V,105) дают удовлетворительные резуль-
таты в пределах частот вращения барабана от 0,7 до 0,8 ПкР,
где пкр = 42/j/Z) и коэффициентов заполнения барабана 0,2—0,3.
В теплоэнергетике для определения производительности (в т/ч)»
углеразмольных мельниц в последнее время используют формулу
(2=cZ)|’4ng’8L6^0’6 (V.106)
Здесь D6, L6 и ф — диаметр, длина и коэффициент заполнения
барабана мельницы; с — величина, включающая пересчетный
коэффициент, коэффициент размолоспособности материала, ко-
эффициенты учитывающие влажность и крупность материала,
коэффициент брони и тонкости размола.
Как видно, коэффициент с довольно сложный. На основа
многочисленных опытов были получены соответствующие таблицы
и номограммы, облегчающие определение этого коэффициента.
Формула (V,106) применима в следующих пределах: диаметр бара-
бана от 1,7 до 3,0 м; отношение длины барабана к его диаметру
от 1,5 до 2,0; коэффициент размолоспособности от 0,9 до 2,0;
частота вращения барабана от 0,6 до 0,8 пкр; остаток на сито
№ 0088 от 4 до 50%. Точность формулы в этих пределах ±20%.
Показатели степени у D6, п и ф получены путем обработки
опытных данных с помощью критериального уравнения.
В качестве условий подобия было принято равенство крите-
риев Фруда и степеней заполнения барабана, т. е.
Fr«(o2/gT? = idem; A|) = G/7pH = idem (V,107)*
Производительность мельницы была представлена выраже-
нием
Q—bG/х (V,108)
где b = f (Fr, ф) — удельный выход пыли, кг/кг шаровой загрузки; т — время,
к которому отнесена работа загрузки.
Массу шаровой загрузки можно выразить через диаметр, длину
и коэффициент заполнения барабана:
<2 = (Z>2ZpH/T)/1(Fr, ф) (V,109)
Эта формула и применялась при обработке опытных данных.
Из формулы (V,106) следует, что диаметр, частота вращения и ко-
эффициент заполнения барабана влияют на производительность
мельницы как независимые друг от друга величины, что противо-
речит теории и практике применения барабанных мельниц (в при-
нятых условиях подобия двух мельниц отдается предпочтение их
внешней, а не внутренней характеристике). В выражение крите-
рия Фруда входит не скорость движения дробящих тел в момент
199
их соударения с измельчаемым материалом, а окружная скорость
барабана, которая непосредственного отношения к процессу из-
мельчения не имеет.
Однако любая эмпирическая формула имеет те или иные
недостатки, это относится и к формуле (V,106). Кроме того, сле-
дует отметить, что теплоэнергетики чаще всего используют мель-
ницы не только как измельчители, но и как сушильные агрегаты,
где одновременно идут процессы измельчения и сушки (в этом слу-
чае коэффициент заполнения барабана невысокий). Расчеты, полу-
ченные по формуле (V,106), для таких мельниц вполне удовлетво-
рительны.
Размер дробящих тел. На производительность барабанных
мельниц, как отмечалось выше, кроме частоты вращения, радиуса
и коэффициента заполнения^барабана большое влияние оказывает
размер дробящих тел и их форма. При тонком измельчении резко
возрастает расход энергии на единицу измельченного материала,
что часто объясняется не только физическими свойствами мелко-
дисперсных материалов и несвоевременным выводом из зоны
измельчения готовой продукции, но и неправильным подбором
размера дробящих тел, загружаемых в барабан.
Например, для измельчения руды с начальной крупностью
кусков 60 мм в мельницу диаметром 2100 мм загружают стальные
шары диаметром 125 мм и массой 8 кг. При меньшем размере ша-
ров такие куски руды не разбиваются, а шлифуются. Эти куски
руды разрушаются, размеры частиц уменьшаются, а чем меньше
куски материала, тем меньшей массы должны быть и шары. Уже
при размере частиц 5—6 мм требуются шары массой 15 г или диа-
метром 16 мм, что на практике часто не учитывается.
В 1 т дробящей загрузки содержится всего 125 шаров диамет-
ром 125 мм. За один оборот шары произведут 125 ударов по мате-
риалу.
В 1 т загрузки содержится 62 тыс. шт. шаров диаметром 16 мм,
следовательно, за один оборот будет сделано 62 тыс. ударов.
Очевидно, эффективность удара шара диаметром 125 мм выше,
чем шара диаметром 16 мм, но при измельчении руды крупностью
5—6 мм суммарная эффективность удара шаров диаметром 125 мм
значительно ниже, чем шаров диаметром 16 мм. В то же время
расход энергии на вращение 1 т дробящей загрузки и в том и
в другом случае остается одинаковым.
Крупность измельчаемой руды в процессе дробления непре-
рывно уменьшается, следовательно, должен уменьшаться и не-
обходимый размер шаров. На практике это часто не учитывают,
что и приводит к значительному завышению расхода металла
и энергии на единицу измельчаемого материала. Это подтвер-
ждено многочисленными опытными данными. При дробящей за-
грузке, состоящей из стальных шаров диаметром 125, 100 и 75 мм,
была получена производительность по материалу минус 0,075 мм—
6,3 т/ч при расходе энергии 17,5 кВт*ч/т готовой продукции, а при
200
загрузке шаров диаметром 60 и 50 мм — 8,07 т/ч при расходе
энергии 13,1 кВт-ч/т готовой продукции при прочих равных усло-
виях.
В опытах на барабанной мельнице диаметром 400 мм при из-
мельчении апатитовой руды от начальной крупности минус 9 —
плюс 5 мм до конечной минус 0,15 мм выход продукции составил:
Диаметр шаров, мм 16 20,6 27 4 30,6
Выход на 1 кг шаров, г/ч .... 120 361 404 342
Из этих данных следует, что как увеличение, так и уменьше-
ние размера шаров против необходимого приводят к снижению
производительности мельницы и, следовательно, к увеличению
расхода энергии на единицу готовой продукции. Это позволяет
сделать ряд важных для практических целей выводов:
1) барабанные мельницы предназначены для тонкого измель-
чения материалов и поэтому нерационально использовать их для
сырья крупностью частиц выше 5—6 мм. Для разрушения круп-
нокускового материала требуются дробящие тела большей массы,
что уменьшает число ударов по материалу, снижает производи-
тельность мельницы и увеличивает расходные коэффициенты на
единицу целевого продукта. Нельзя использовать барабанную
мельницу как дробилку. Сырье крупностью частиц свыше 5—
6 мм необходимо предварительно измельчать на более грубых
машинах — конусных или валковых дробилках;
2) тонкое измельчение руды целесообразно вести в несколько
ступеней, используя для каждой ступени размер дробящих тел,
соответствующий крупности исходного сырья.
Вопросу правильного подбора размера дробящих тел для бара-
банных мельниц посвящен ряд исследований и предложены рас-
четные формулы.
Л. Б. Левенсон рекомендует выбирать диаметр стальных шаров
в следующих пределах:
Рб/18 (или Рб/24) > d> 90dH (V.110
где D6 — диаметр барабана мельницы; d — диаметр шаров; dK — поперечный
размер кусков исходного сырья.
Верхний предел размеров шаров 19б/18 (или 7)б/24) принят из
условий, что при движении одних шаров вверх по круговой тра-
ектории, а других вниз по параболе внутреннего контура загрузки
они не должны задевать друг друга. Нижний предел (90^) полу-
чен из аналогии работы шаров в мельнице и дробильных валков.
Если верхний предел размера шаров не вызывает сомнений,
то нижний является ошибочным.- Аналогию между дробящими
валками и шарами в шаровой мельнице проводить нельзя. В вал-
ковой дробилке измельчение материала основано на раздавлива-
нии кусков между вращающимися валками, а в барабанной
201
мельнице измельчение производится при ударе падающих дроб и
лок тел по измельчаемому материалу.
Если руководствоваться рекомендованным Л. Б. Левенсоном
нижним пределом для шаров, то для измельчения кусков руды
крупностью 5 мм потребовались бы шары диаметром 450 мм и
мельница с барабаном диаметром более 8 м, что на практике не-
приемлемо.
К. А. Разумов на основании полученных им эксперименталь-
ных данных предложил определять размер стальных шаров по
формуле
d = kd” (V,lll)
где /сип — опытные коэффициенты.
Для шаров^диаметром от 12,5 до 100 мм автор приводит упро-
щенную формулу
d = (V.112)
где d и da — в мм.
В. А. Олевский нашел, что на размер шаров оказывает влия-
ние также и тонина помола. Предложенная им формула для опре-
деления диаметра стальных шаров имеет вид
d=4,81gdK/^ (V.113)
где dK — условная тонина помола, при которой на сите с отверстиями размером
•dK остается 10% продукта.
Предложенные К. А. Разумовым и В. А. Олевским формулы
применимы только к стальным шарам и непригодны для дробящих
тел, форма которых отлична от шаровой (цилиндры, диски, кубы
и т. п.).
Формулы (V,lll) и (V,113) не учитывают влияния диаметра
'барабана мельницы, в котором эти шары должны работать. При
одинаковых соотношениях между частотой вращения и диаметром
барабана мельницы с изменением диаметра барабана изменяется
и высота падения дробящего тела, а следовательно, и энергия его
удара по материалу.
Если в формуле (V,lll) прочность измельчаемого материала
учитывается коэффициентами к и и, то в формулах (V,112) и (V,113)
влияние природы материала на размер шаров не учитывается,
что является недостатком этих формул.
Из сказанного ясно, что в предложенных формулах (V,lll),
(V,112) и (V,113) не учитывается ряд факторов, от которых зави-
сят размеры дробящего тела, а следовательно, они имеют огра-
ниченную область применения.
Как отмечалось выше, при измельчении материала в барабан-
ной мельнице используют энергию падения дробяших тел. Эта
202
энергия в момент удара тела по измельчаемому материалу из со-
отношений (V,76) и (V,85) равна
„ Г / п \2 / п \в /П \10-|
£T = 9to2/2g-=8g|_7?2^-3o } -27?Ц—j +д6 j J (V,H4>
где q — вес дробящего тела; <оо — относительная скорость удара, определяемая
по уравнению (V.76).
Эта энергия должна быть достаточной для разрушения наибо-
лее крупных кусков исходного сырья, иначе крупные куски сырья
в мельнице не разрушаются, а шлифуются. В том случае, когда
энергия дробящего тела превышает необходимую величину, из-
быток ее расходуется на переизмельчение материала и частично
превращается в тепло. И в том и в другом случае мощность дробя-
щей загрузки используется нерационально, производительность
мельницы будет занижена, а расход энергии и металла на единицу
готовой продукции завышен.
Сопротивление кусков материала измельчению при ударной
нагрузке можно охарактеризовать работой разрушения куска.
При упругих деформациях работа деформации рассчитывается
по формуле (1,5).
Обычно измельчают твердые и хрупкие материалы, в которых
после снятия нагрузки не остается остаточных деформаций. У та-
ких материалов диаграмма сжатия представляет собой наклонную
прямую. При достижении разрушающего напряжения сжатия
эта прямая круто обрывается. Такое поведение твердых и хрупких
материалов позволяет рассматривать их как абсолютно упругие
тела. Следовательно, если в выражение (V,5) вместо общего на-
пряжения подставить предел прочности ор, то работу можно счи-
тать работой разрушения.
Допуская, что энергия дробящего тела после удара его по куску
материала бесконечно мала, можно записать
Е-[ т4р
или
gw2/2g^ (V,115>
откуда вес дробящего тела
q £<Г2У/£(й2 (V.116)
Из этого выражения ясно, что чем прочнее и крупнее исходный
материал, тем больший вес должны иметь дробящие тела. С дру-
гой стороны, вес должен уменьшаться с увеличением относитель-
ной скорости удара дробящего тела по материалу, а так как эта
скорость пропорциональна радиусу барабана (см. уравнение V,75),
он должен уменьшаться с увеличением радиуса барабана мельницы.
Выражение (V,116) представляет собой соотношение между
весом дробящего тела, природой материала, начальным размером
кусков и радиусом барабана мельницы. Но для решения практи-
ческих задач оно неудобно.
203;
Чтобы найти вес дробящего тела, необходимо знать предел
прочности ор и модуль упругости материала Е, опытное определе-
ние которых требует сложного оборудования и не всегда дает
удовлетворительные результаты.
Для практических целей удобнее охарактеризовать сопроти-
вление измельчаемого материала разрушению при ударной на-
грузке энергией начала разрушения кусков материала. Это ми-
нимальная энергия удара груза с плоской ударной поверхностью
по куску материала, которая вызывает его разрушение на несколь-
ко частей. Она зависит от размера куска и природы материала
и определяется опытным путем на копре с вертикально падающим
грузом. Эту энергию обозначим символом Ео.
Чтобы дробящее тело могло разрушить материал, его энергия
в момент удара должна быть больше равной энергии начала
разрушения кусков:
Из этого соотношения, приняв во внимание выражение (V,114),
можно определить вес дробящего тела:
Г Г / п \2 / П \® ( П \10”
q Ео/ (8 [_7?2 -2Д4 4-Я6 JJ (V.118)
Из выражения (V,118) вес дробящего тела зависит от Ео, R
и п.
Частота вращения барабана каждой мельницы является вели-
чиной постоянной, определяемой из уравнения (V,92).
В барабанную мельницу обычно подают сырье различного
гранулометрического состава, где могут быть куски разных разме-
ров. Вес дробящего тела определяют по Eq для максимальных
кусков. В этом случае все куски, находящиеся в сырье, будут
разрушены.
Радиус вращения дробящего тела R может меняться от внут-
реннего радиуса дробящей загрузки 7?в до радиуса барабана 7?б.
Если для расчета принимать 7?в, то все тела, работающие на боль-
ших радиусах, будут обладать избыточным весом, если прини-
мать 7?б, то тела, работающие на меньших радиусах, будут иметь
недостаточный вес.
Учитывая, что куски руды, попавшие в мельницу, могут под-
вергаться одновременному удару со стороны нескольких дробя-
щих тел и что размер поступающих на измельчение кусков неоди-
наков и в процессе измельчения быстро уменьшается, оконча-
тельный ответ может дать только опытная проверка формулы
(V,118).
Поскольку формула (V,118) нуждается в опытной проверке,
целесообразно вместо переменного радиуса вращения тела под-
ставить в нее /?б, так как он является фиксированной величиной.
204
В эту формулу одновременно вводят поправочный коэффициент с.
Тогда
/Г Г о ( п \2 / ( П \6 . л ( П \10-П
9 = с£о/|8^/?б ) — 2_R6^3Q-J (зо) JJ (V.119)
где с — опытный коэффициент (при сух<м измельчении с = 0,57, при мокром
5,5); q — вес дробящего тела; Ео — энергия начала разрушения наиболь-
ших кусков материала, загружаемого в мельницу, Дж.
Значения Ео, для некоторых материалов приведены на рис. 141.
Из выражения (V,114) энергия дробящего тела пропорцио-
нальна радиусу его вращения, который меняется в пределах
Рис. 141. График зави-
симости энергии начала
разрушения материала
от размера его частиц:
1 — базальт; 2 —апатитовая
руда; 3 — фосфоритная ру-
да; 4 — цементный клинкер.
Рис. 142. Копер с пада-
ющим грузом:
1 —"опорная плита; 2 —
наковальня; 3 — стойка;
4 — лебедка; 3 — сбрасыва-
тель; 6 — трос; 7 —'ро-
лики; 8 — направляющие
груза; 9 — защелка; ю —
груз.
от 7?в до Нб. Следовательно, одинаковые по весу дробящие тела
ударяют по материалу с различной силой. Дробящие тела одного
и того же веса, обладая различными энергиями удара, находятся
как бы в соответствии с неоднородностью материала, поступа-
ющего на измельчение.
На практике стремятся применять дробящую загрузку, кото-
рая состоит из тел различного веса. При этом более тяжелые тела
разрушают и более крупные куски. Но дробящая загрузка, со-
стоящая из одинаковых тел, обладает таким большим спектром
энергий удара вследствие различия в скоростях падения, что нет
необходимости использовать тела различного веса. Более того,
как показывают опыты, применение дробящих тел различного
веса приводит к увеличению их износа и ухудшению процесса
измельчения.
Минимальная энергия начала разрушения Ео измельчаемого
тела, как отмечалось выше, зависит от природы материала, его
механических свойств и размеров. Величину этой энергии
205
определяют опытным путем на копре с вертикально падающим
грузом (рис. 142).
Высота подъема груза фиксируется положением сбрасывателя.
При подъеме груза 10 свободный рычаг защелки 9 встречает на
своем пути выступ сбрасывателя 5 и отклоняется вниз. Защелка
соскакивает с захвата, и груз 10 падает на наковальню 2 по на-
правляющим 8.
Энергия падающего груза в каждый рассматриваемый момент
времени определяется по формуле
E-=q<sfi/2g (V,120)
где q — вес груза; со — скорость движения в рассматриваемый момент.
В случае свободного падения тела, когда его начальная ско-
рость равна нулю, скорость падения в каждый рассматриваемый
момент времени определяется по закону Ньютона:
<o=/2gfe (V.121)
где Л — высота падения.
Из выражений (V,120) и (V,121) имеем]
E = gh (V,122)
Следовательно, на копре энергия падающего груза зависит
от его веса и высоты падения. Вес груза в опытах остается постоян-
ным, а высота его падения устанавливается с помощью сбрасыва-
теля 5.
Методика определения минимальной энергии начала разруше-
ния материала состоит в следующем. Отбирают несколько кусков
данного материала кубообразной формы примерно одинаковой
величины. Образец (кусок) помещают на наковальню, а сбрасы-
ватель устанавливают на какую-либо высоту. -Если сброшенный
с этой высоты груз разрушает образец, высоту падения умень-
шают. Опыт повторяют до тех пор, пока энергия удара груза не ста-
нет меньше разрушающей. Если, наоборот, сброшенный с устано-
вленной высоты груз не разрушил образец, высоту падения по-
степенно увеличивают и опыт повторяют до тех пор, пока образец
не разрушится. Эту энергию и принимают за минимальную разру-
шающую для данного размера куска материала. Так как куски
материала одного и того же размера могут иметь различную проч-
ность, результаты, полученные для испытанного образца, прове-
ряют на других кусках того же размера. За минимальную энер-
гию принимают максимальную из всех величин, полученных при
проверке.
Чтобы получить график зависимости минимальной энергии
начала разрушения от размера разрушаемых частиц, опыты прово-
дят на образцах различных размеров. На рис. 142 представлены
графики зависимости Ео от d для некоторых материалов.
206
Технологический расчет
Используя формулы из раздела, где рассмотрена теория бара-
банных мельниц, технологический расчет можно свести к сле-
дующему.
1. По формуле (V,92) определяют частоту вращения барабана
при известных значениях D6 и <р.
2. По формуле (V,92) определяют L6 или Q.
Величину М находят по графику (см. рис. 137), зная значения
ri\f D и ф. Удельная энергия измельчения материала Э предпола-
гается известной.
3. По формуле (V,101) определяют мощность двигателя для
мельницы.
4. По формуле (V,119) определяют вес дробящего тела q.
В случае многокамерной (трубчатой) мельницы каждую ка-
меру можно рассчитывать отдельно.
Так как однокамерные мельницы непрерывного действия тех-
нологически связаны с питателем, сепаратором, циклоном, возду-
ходувкой и др., это оборудование рассчитывают, исходя из про-
изводительности мельницы.
В практике расчета и эксплуатации барабанных мельниц
возникают различные задачи, например:
1) по заданной производительности Q для барабанной мель-
ницы начальной dR и конечной dK крупности измельчаемого
материала определить размеры барабана мельницы 19б и £б,
частоту вращения п и коэффициент заполнения ф, вес дробящего
тела q и мощность двигателя 7УД;
2) по размерам барабанной мельницы, начальной и конечной
крупности материала определить ее производительность, частоту
вращения, коэффициент заполнения, размер дробящих тел и мощ-
ность двигателя;
3) по заданным размерам барабанной мельницы, частоте вра-
щения, коэффициенту заполнения и размеру дробящих тел опре-
делить, какой максимальной крупности куски можно подавать
в мельницу, какие при этом будут производительность мельницы
и мощность двигателя;
4) по заданной начальной крупности материала определить
для данной мельницы необходимый вес дробящего тела.
Решение перечисленных и аналогичных им задач представляет
собой частные приложения приведенных выше расчетных формул.
Ниже приводится решение первой задачи.
Пример. Рассчитать барабанную однокамерную мельницу непрерывного
действия производительностью Q = 20 т/ч фосфоритной муки. Максимальная
крупность кусков в исходном сырье da = 12 мм; тонина помола dK = —0,15 мм.
Энергия начала разрушения кусков размером 12 мм Ей = 0,65 Дж, удель-
ная энергия измельчения Э = 16 кВт-ч/т.
Решение. Диаметр барабана мельницы принимаем произвольным,
учитывая при этом, что для мельниц непрерывного действия, работающих в зам-
кнутом цикле с воздушной или гидравлической классификацией, отношение
207
длины барабана мельницы к его диаметру должно быть меньше 1,5. Это ограни-
чение связано с трудностью вывода готовой продукции из зоны измельчения
в случае, если длина барабана слишком велика.
Представим себе мельницу в виде камеры, из которой потоком воздуха
или воды выносятся частицы заданной крупности (рис. 143).
Чтобы частица т, поднятая при вращении барабана в положение /, была
вынесена из мельницы, она должна попасть в положение 2. Если частица попадет
в положение 5, она должна еще раз подняться в выходящий поток воздуха или
воды. В этом случае вывод готовой продукции из зоны измельчения задержи-
вается, производительность установки падает.
Чтобы частица т оказалась в положении 2, время ее движения по верти-
кали не должно быть меньше времени движения по горизонтали.
Рис. 143. Схема выноса частиц из барабанной мельницы.
Рис. 144. Схема к определению коэффициента заполнения барабана.
Пусть скорость движения частицы по вертикали <ов, а по горизонтали <ог.
Так как высота ее падения по вертикали Л, то время падения
Tb = 7i/qb
Путь частицы по горизонтали равен длине барабана следовательно,
время ее горизонтального движения
Тг =
но тв должно быть больше или равно тр, откуда
/г/сов L6/toP
Значение /г/сов при прочих равных условиях зависит от диаметра полых цапф,
а последний от диаметра и коэффициента заполнения барабана. При постоянном
значении Л/<ов с увеличением длины барабана должна увеличиться и скорость
горизонтального движения частицы (так как £б/®г также должно оставаться по-
стоянным), а это возможно только вследствие увеличения скорости потока воз-
духа или потока воды. С увеличением этой скорости возрастает сопротивление
мельницы, повышается расход энергии на транспортирование материала и ухуд-
шается качество помола. Из зоны измельчения будут выноситься крупные ча-
стицы; доля крупной фракции, возвращающейся из классификатора, возрастает.
Эти обстоятельства приводят к ограничению отношения
1. Принимаем внутренний диаметр барабана 2/?б = 2,5 м. Если потом
окажется, \что длина барабана больше чем 1,5 D$, произведем пересчет, задав-
шись большим значением диаметра.
2. Коэффициент заполнения барабана <р можно определить из следующих
условий.
Уровень дробящей загрузки а — б (рис. 144) в спокойном состоянии не
должен подниматься выше .нижней точки полой цапфы, в противном случае дро-
бящие тела при остановке будут выкатываться из мельницы. Исходя из этого,
208
коэффициент заполнения барабана можно представить как отношение площади
сечения загрузки F к площади сечения барабана, т. е.
ф = Е/лЯ§
но ______
Г=(лВ|/360)ф—Гц У /?б“гц
Где Гц _ радиус полой цапфы барабана; ф — центральный угол загрузки.
Этот угол находят из соотношения
cos ф/2 = Гц//?б
Обычно гц — (0,2—0,3) 7?б> поэтому принимаем гц = 0,25. Тогда cos ф/2 =
= 0,25, ф/2 = 75,5 9, а ф = 151 °.
При этом коэффициент заполнения
= * _ 0.25= 151 0,077—0,34.
" иоО эт «Зои
3. Частоту вращения барабана определяем по формуле (V,92):
zz = -tA—• (5-0,34Ц-2)^19 об/мин
4. Длину барабана находим по формуле (V,94):
6 10*3(2
Ьб~~ Л/рн/?б2’6
где 3 = 16 кВт-ч/т — удельная энергия измельчения; М = 83 » величина,
найденная по графику рис. 139 при известных значениях п и <р.
Тогда
6 • 10* • 16 • 20 _
£б~ 83 • 41 000 • 1,252’5 — 32 м
Отношение
нто находится в пределах допустимого.
5. Вес дробящего тела определяем по формуле (V,119):
65 • 10-2
9 = 0,57 / 19 \2 ( 19 \6 / 19 \10”1 — 13,5 • 102 Н
8 _ 1,252 \ 30/ — 2 • 1,25 J 1,256 \"зо") J
Диаметр шаров находим из выражения
4
-д-л4р0 = 13,5- 10-2
где ро = 7,8-10-2 Н/см8 — удельный вес стали
_8/ 13,5-3 -----
Гщ — 4: • 3 14 • 7 8 ’ 0f415 — 0,75 см
и диаметр шаров = 15,0 мм.
Практикой эксплуатации барабанных мельниц установлено, ято потери
веса шаров при истирании на каждую тонну размолотой руды средней твер-
дости составляют от 0,8 до 1,2 кг. В рассматриваемом случае при производитель-
ности мельницы 20 т/ч расход шаров составит 16—24 кг/ч. Со временем диаметр
14 Заказ 1080 ' 209
шаров и энергия их удара будут уменьшаться, следовательно, работа мельницы
ухудшается. Чтобы избежать этого, целесообразно принять диаметр шара не-
сколько большим, чем полученный расчетным путем. Примем диаметр шаров
с?ш — 25 мм. F F
6. Определим вес шаровой загрузки. Сначала найдем объем шаровой за-
грузки при <р = 0,34:
Уш = л 7?|Тб(р = 3,14 • 1,252 • 32 • 0,34 = 5,35 м3
Вес шаровой загрузки
ош = РшРн = 5,35 - 4,1.104 = 22 • 104Н (220 кН)
7. Определяем параметры шаровой загрузки мельницы. Вес одного сталь-
ного шара диаметром 25 мм равен 0,63 Н.
Число шаров в загрузке составляет
Сщ • 1Q4
22,0 Ю4
0,63
= 354 000
Потерю веса одного шара рассчитываем, принимая часовую потерю веса
всей шаровой загрузки Сш = 200 (пределы 160—240 Н):
200
Д’ =-354000 = 5>65'10'4 Н/ч
Время работы шара- с избыточным весом 0,63—0,135 = 0,495 Н
0,495
5,65-10-4 ~ 885 4
С потерей веса шаров будет уменьшаться и коэффициент заполнения бара-
бана, что приведет к нарушению нормальной работы мельницы и снижению ее
производительности. Для поддержания постоянного коэффициента заполнения
мельницу необходимо периодически догружать дополнительными шарами.
Догрузку шарами производят один раз в смену из расчета 200 Н шаров
в 1 ч или 1600 Н за 8 ч.
При такой догрузке уменьшение коэффициента заполнения мельницы в ре-
зультате износа шаров не будет превышать
1600-100
22000b
= 0,71%, что вполне до-
пустимо.
8. Определим объем фосфоритной руды, постсянно находящейся в мельнице.
Насыпной объем шаров в мельнице Ун = 5,35 м3, объем шаров в монолите
Ум = 22,0/7,8 = 2,82 м3. Объем пустот между шарами ,-Уп = Ун — Ум = 5,35 —
— 2,82 = 2,53 м3. “
Объем фосфоритной руды Vp в мельнице должен быть на 15% больше объема
пустот между шарами. Следовательно, Уп = 1,15; Уп = 1,15-2,53 = 2,9 м3,
а вес руды при насыпном весе 14 кН/м3 составит Gp = 14-2,9 = 40,6 кН.
9. Мощность двигателя для мельниц определяем по формуле (V,101) при
М = 83, 7?б = 1,25 м и Lfj — 3,2 м.
Средний удельный вес смеси дробящих тел с измельчаемым материалом на-
ходим по формуле (V,99) при рн — 41 000 Н/м3; р0 = 78 000 Н/м3 и рр =
= 14 000 Н/м3.
Рз = 41000 + 1,15 ( 1 — 78000} 14000=48 600 Н/мЗ
Тогда
1,1-83-48 600 -1,252’5.3,2
^ =
= 410 кВт
60 000
210
10. В результате проведенного расчета барабанная мельница производитель-
ностью 20 т/ч фосфоритной руды при измельчении ее от начальной крупности
da = 12 мм до конечной dK = 0,15 мм должна иметь следующую техническую
характеристи ку:
Внутренний диаметр барабана мм ..................... 2500
Внутренняя длина барабана Lq, мм.................... 3200
Частота вращения барабана п, об/мин ...................19
Диаметр шаров йш, мм...................................25
Вес шаровой загрузки Сш, кН...........' .............22,0
Потери веса шаровой загрузки, кН/ч.....................20
Вес _фосфоритной руды, находящейся в мельнице, кН . . . 40,6
Мощность двигателя Л'л, кВт...........................410
Аналогично решаются и другие задачи, связанные с расчетом и эксплуата-
цией барабанных мельниц.
ГАЗОСТРУЙНЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
При сухом измельчении материалов в качестве носителя часто
применяют воздух. При транспортировании и сепарации материа-
лов наблюдается разрушение частиц. Это явление натолкнуло
исследователей на мысль использовать энергию газовой струи
для измельчения и создать газоструйные измельчители. В поисках
наиболее целесообразной конструкции было разработано много
типов таких измельчителей. Теплоэнергетики создали компакт-
ный размольный аппарат, в котором получалась углевоздушная
смесь, направлявшаяся непосредственно в топку парового котла.
На рис. 145 показан высокоскоростной газоструйный измель-
читель в комбинации с сепаратором. Газ подводится по газопро-
воду 1 к инжектору 2, поступает в разгонную трубку 3, захватывая
при этом частицы измельчаемого материала, попадающие в корпус
измельчителя через штуцер 9. В разгонной трубке частицы при-
обретают необходимую скорость и ударяются в размольную пли-
ту 6. Разрушившиеся частицы уносятся газовым потоком через
направляющие лопасти 5 в сепаратор, в котором под действием
центробежных сил измельченные частицы разделяются на две
фракции. Мелкая фракция выносится через штуцер 8, а крупная,
достигнув стенок корпуса 4, опускается по конусу и снова попадает
в зону измельчения. Частицы, которые при ударе не разрушились,
тоже направляются в измельчитель на доизмельчение. Тонина
фракции регулируется поворотом лопастей сепаратора.
В измельчителе этого типа наибольшему износу подвергаются
разгонная трубка и размольная плита. Эти детали выполняют
из высокопрочных материалов. При измельчении полукокса до
крупности готовой пыли, соответствующей остатку 21—88% на
сите № 0088, удельный расход энергии составляет 26—33 кВт-ч/т,
а расход воздуха 3—3,5 м3/кг.
При размоле бурого угля примерно в тех же условиях расход
энергии колебался от 38 до 53 кВт-ч/т при остатке 21,5% на сите
14* 211
№ 0088. Эти измельчители дают сравнительно грубый помол при
высоком удельном расходе энергии.
Другой тип газоструйного измельчителя, созданный позднее
Всесоюзным теплотехническим институтом, показан на рис. 146.
Подлежащий измельчению материал через штуцер 4 подают
в приемную трубу 5. В эту же трубу снизу через штуцер 3 посту-
Рис. 145. Высокоскоростной га-
’• зоструйный измельчитель:
1 — газоподвод; 2 — инжектор; з —
разгонная трубка; 4 — корпус мельни-
цы; б — лопасти сепаратора; 6 —
размольная плита; 7 — вытеснитель;
8 — штуцер пылегазовой смеси; 9 —
штуцер питания.
пает газ-энергоноситель, который
подхватывает куски материала и
поднимает их в разгонную трубку
6, где они приобретают необходи-
мую скорость и разрушаются при
лобовом ударе о размольную плиту
7. Измельченный таким образом
материал поступает в кожух сепа-
ратора 8, где предварительно раз-
деляется на две фракции. Крупная
фракция отделяется в бункер воз-
врата 13, а тонкая выносится пото-
ком газа через направляющие ло-
пасти 10 во внутренний конус сепа-
ратора 9, где под действием центро-
бежных сил происходит вторичное
разделение измельченного мате-
риала на фракции. Тонкая целевая
фракция потоком газа выводится
через штуцер 11, а крупная опу-
скается на дно по наклонным стен-
кам внутреннего конуса и через
рукава 12 попадает в бункер воз-
врата 13. Из бункера через бара-
банный затвор-питатель 14 и штуцер
15 крупная фракция возвращается
в приемную трубу на доизмельчение.
Крупность помола регулируют
изменением положения направля-
ющих лопайтей сепаратора.
Как и в высокоскоростном газоструйном измельчителе, наи-
большему износу подвергаются разгонная трубка и размольная
плита, поэтому их изготовляют из износостойких материалов,
а при конструировании измельчителя предусматривают легкую
замену этих элементов.
Длина разгонной трубки для получения необходимой ско-
рости движения частиц материала составляет 6,5—7 м. Скорость
газа в разгонной трубке достигает 65—90 м/с, а на выходе из
трубки 30—40 м/с.
Производительность измельчителя зависит от природы измель-
чаемого материала и крупности целевого продукта. Например,
при измельчении подмосковного угля в измельчителе 342/60 и полу-
212
чении конечного продукта с остатком на сите Я88 = 12—25% про-
изводительность измельчителя составляет 10—20 т/ч, а при остатке
на сите Rss — 28—40% производительность увеличивается до 20—
26 т/ч при удельном расходе энергии от 55 до 20 кВт-ч/т.
С увеличением крупности питания производительность измельчи-
теля снижается.
Низкоскоростные газоструйные измельчители ВТИ громоздки,
имеют высокую энергоемкость и дают грубое измельчение материа-
Рис. 146. Низкоскоро-
стной газоструйный из-
мельчитель:
7 — мигалки; 2 — колче-
данный меток; з —штуцер
подачи энергоносителя; 4 —
штуцер питания; 5 — при-
емная труба; 6 — разгон-
ная труба'; 7 — размольная
плита; 8 — кожух сепара-
тора; 9 — внутренний ко-
нус сепаратора; 10 — на-
правляющие лопасти; 77 —
штуцер для вывода целевой
фракции; 12 — рукава воз-
врата крупной фракции;
13 — бункер возврата; 74 —
барабанный затвор-пита-
тель; 15 — штуцер возврата.
Рис. 147. Струйный из-
мельчитель с горизон-
тальной размольной ка-
мерой:
1 — камера измельчения;
2 — сопла; 3 — штуцер по-
дачи энергоносителя; 4 —
газораспределительное коль-
цо; 5 — штуцер питания;
6 — корпус сепаратора; 7—
труба для вывода тонкой
фракции; 8 — сборник круп-
ной фракции.
лов. Ввиду этих недостатков измельчители не получили распро-
странения в других отраслях промышленности, а применение их
в теплоэнергетике тоже ограничено.
Развитие газоструйных измельчителей пошло по пути создания
высокоскоростных аппаратов с использованием в качестве энерго-
носителя сжатого воздуха и перегретого пара.
По устройству размольных камер современные высокоскоростные
газоструйные измельчители делятся на три группы: с плоской го-
ризонтальной камерой, трубчатой вертикальной размольной камерой
и с противоточной камерой.
На рис. 147 схематически показано устройство струйного измель-
чителя с горизонтальной размольной камерой фирмы «Micronizer Со».
Измельчитель состоит из размольнойкамеры А и установленного под
камерой циклона-осадителя Б.
213
Подлежащий измельчению материал специальным инжектором
подаётся в зону измельчения через штуцер 5. В эту же зону из рас-
пределительного кольца через сопла 2 поступает газ или пар. Сопла
направлены таким образом, что струи газа внутри камеры пересе-
каются. Частицы материала, увлекаемые струями газа, в местах
пересечения струй соударяются с большой скоростью и измель-
чаются. Поскольку струи газа входят в зону измельчения под не-
Рис. 148. Струйная мель-
ница фирмы «Berk and
Со»:
1 — сборник крупной фрак-
ции; г — сепаратор; 3 —
опорный фланец; 4 — раз-
мольная камера; 5 — штуцер
энергоносителя; 6 — струб-
цина; 7 — штуцер для вы-
вода тонкой фракции; 8 —
бункер сырья; 9 — штуцер
к инжектору; 10 — инжек-
тор.
которым углом, вся масса пылегазовой смеси приобретает вращатель-
ное движение в направлении струй. В результате частицы оказы-
ваются в поле центробежных сил и разделяются на фракции. При
этом более крупные сосредоточиваются в периферийной части зоны
измельчения, а мелкие оттесняются к центру. Так как в размоль-
ную камеру непрерывно поступает свежий энергоноситель, пылегазо-
вый поток, вращаясь, непрерывно вытекает из зоны измельчения
в корпус циклона-носителя Б и, , отдав здесь до 80% твердой фазы,
направляется через отводную трубу 7 на окончательную очистку.
В конструктивном отношении мельницы с плоской размольной
камерой отличаются большим многообразием.
На рис. 148 показана струйная мельница фирмы «Berk and Со».
На рис. 149 дан разрез размольной камеры этой мельницы. На рис. 150
214
приведен общий вид струйной мельницы фирмы «Sturtsvant». Уст-
ройство и принцип работы этих мельниц видны из рисунков и в осо-
бых пояснениях не нуждаются.
Несколько иную конструкцию размольной камеры имеет мель-
ница фирмы «VEB-Maschinen und Apparatenbau» (ГДР), показан-
ная на рис. 151.
Рис. 149. Разрез размольной камеры «Berk and Со»:
1 — корпус циклона; 2 — опорный фланец; 3 — нижняя створка камеры; 4 — струбцина;
5 — кольцо с соплами; 6 — газораспределительное кольцо; 7 — верхняя створка камеры;
8 — броневая защита; 9 — штуцер для вывода тонкой фракции; ю — штуцер питания;
11 — инжектор; 12 — бункер сырья; 13 — штуцер к инжектору; 14 — штуцер энергоноси-
теля.
Размольная зона камеры образуется двумя створками 2 и 4,
закрепленными в корпусе камеры 1 с помощью крышки 5. Между
крышкой и корпусом укрепляется специальное кольцо 3 с соплами
6, которые соединяются с газораспределительным каналом 8 в кор-
пусе камеры с размольной зоной. Снизу через отверстия в корпусе
и нижней створке в помольную зону входит труба 9, служащая для
вывода из зоны пылегазовой смеси. Эта труба с помощью держателя
10 и маховичка 11 перемещается в осевом направлении, так что ши-
рина кольцевого зазора между верхней створкой и верхним обрезом
пылеотводящей трубы 9 может изменяться в любых пределах —
от нуля до высоты размольной зоны.
Материал, подлежащий измельчению, подается в размольную зону
через штуцер в крышке и проходит тот же путь, что и в размольной
камере фирмы «Micronizer Со».
215
Компоновка этой мельницы представлена на рис. 152. Труба 5,
служащая для отвода газа, соединена с приемником измельченного
материала 5, который служит также дополнительным сепаратором.
Крупная фракция скапливается в приемнике и через люк л кониче-
ском днище сборника периодически выгружается из : него. Более
мелкая пыль вместе с газом удаляется из сборника через трубу 5
в фильтры. Управление крышкой люка осуществляется пневматиче-
ским механизмом 2.
Рис. 150. Струйная мельница фирмы «Sturtevant»:
1 — сепаратор; 2 — опорный фланец; 3.— размольная камера; 4 — струбцина; 5 — штуцер
энергоносителя; 6 — штуцер для вывода тонкой фракции; 7 — бункер сырья; 8 — штуцер
к инжектору; 9 — инжектор.
Рис. 151. Струйная мельница фирмы «VEB-Maschinen und Apparatenbau»:
1 — корпус; 2 — нижняя створка камеры; з — кольцо-соплодержатель; 4 — верхняя створка
камеры; 5 — крышка; 6 — сопло; 7 — переходная вставка; 8 — газораспределитель; 9 —
пылеотводящая труба; 10 — держатель трубы; 11 — маховичок; 12 — штуцер к сборнику.
Струйные мельницы с плоской помольной камерой применяют
для тонкого измельчения серы, фенольных смол, двуокиси титана,
сурика, талька, барита, известняка и т. д. Крупность исходного
сырья для таких мельниц находится в пределах 100—500 мкм, но
иногда доходит до 8 мм. Конечный продукт имеет крупность 20 мкм
и ниже. При измельчении окиси титана удается получить продукт
крупностью менее 1 мкм.
Расход сжатого воздуха при давлении 6,8-105 Па составляет
4—12 м3, а пара при давлении 9,8-105 Па равен 2—5 кг/кг продукта.
Диаметр помольной камеры мельниц изменяется от 50 до 1000 мм
при производительности 100—3000 кг/ч. Удельный расход энерго-
носителя и производительность измельчителя зависят от природы
измельчаемого материала и требуемой тонины помола.
216
На рис. 153 показана плоская размольная камера СПВ-60 оте-
чественного изготовления, а на рис. 154 размольная установка 1С с
этой камерой. Подлежащий измельчению материал подается инжек-
тором 5 (рис. 154) в размольную камеру 6, где измельчается под
действием струи энергоносителя, выходящего из сопел. Пылегазовый
поток опускается из камеры в осадитель 7 где из потока отделяется
Рис. 152. Компоновка струйной мельницы фирмы «VEB-Maschinen und Арра-
ratenbau»:
а — разрез; б — общий вид; 1 — корпус установки; 2 — пневматический механизм крышки;
3 — приемник продукта; 4 — мельница; 5 — газовыводная труба; в — регулятор питания;
7 — решетка подсоса воздуха.
основная масса измельченного материала, и затем по рукаву 2 на-
правляется в рукавный фильтр 1 для очистки от оставшихся в нем
частиц. Вентилятор 9 отсасывает энергоноситель из осадителя.
На рис. 155 показана плоская размольная камера СПВ-240 оте-
чественного производства, которая является более совершенной
конструкцией камеры СПВ-60. Изнутри она покрыта защитными
плитами. Выводная труба перемещается в вертикальном направле-
нии, так что зазор между верхним обрезом трубы и верхней створкой
камеры может изменяться, что позволяет регулировать тонину по-
мола. Узлы, составляющие установку с камерой СПВ-240, те же, что
и в установке 1С: размойьпая камера, сборник крупной фракции,
газопровод для мелкой фракции, циклоны, пылеосадители, венти-
лятор.
217
При измельчении абразивных и неабразивных материалов до
размеров не более 5 мкм установки имеют следующие показатели:
Производительность, кг/ч . .
Размер частиц исходного сырья,
мкм ...........................
Расход сжатого воздуха, м3/ч . .
Мощность электродвигателя вен-
тилятора, кВт..................
Габаритные размеры установки,
мм............................
Масса установки, кг............
СПВ-240 СПВ-60
До 30 0,2—0,5
200 . —
300 30
1.7 0,52
2000X1000X2350 134X600X600
470 72
Рис. 153. Плоская размольнаяткамера СПВ-60;
1 — приемник нижней фракции; 2 — нижняя створка камеры; 3 — кольцо с соплами; 4 —
газораспределительный короб; 5 — струбцина; б — верхняя створка камеры; 7 — штуцер
верхней фракции; 8 — броневая защита; 9 — внутренняя труба сепаратора; 10 — внешняя
труба сепаратора; 11 — инжектор питания; 12 — штуцер анергонрсителя.
Рис. 154. Размольная установка 1С с камерой СПВ-60:
1 — рукавный фильтр; 2 — рукав верхней фракции; 3 — бункер сырья; 4 — приемная
воронка;*5 — инжектор питания; б — размольная камера СПВ-60; 7 — приемник нижней
фракции; 8 — пульт управления; 9 — вентилятор.
218
На рис. 156, а схематически показано устройство струйного из-
мельчителя с вертикальной трубчатой размольной камерой.
Измельчитель состоит из размольной подковообразной камеры 5,
в нижней части которой расположены два ряда сопел 2 и коллектор
энергоносителя 1. Каждая пара сопел наклонена друг к другу,
а также в сторону движения измельчаемого материала.
Подлежащий измельчению материал подается в размольную зону
инжектором 10, к которому из коллектора по трубе 12 подводится
энергоноситель.
Рис. 155. Плоская размольная камера СПВ-240
1 — штуцер тонкой фракции; 2 — верхняя створка камеры; з — струбцина; 4 — торцовая
футеровка; 5 — газораспределитель; 6 — газоподводящий штуцер; 7 — кольцо с соплами;
8 — нижняя створка камеры; 9 — указатель положения штуцера крупной фракции; 10 —
опорный фланец; 11 — штуцер крупной фракции; 12 — гайка осевого перемещения штуцера;
13, 16 — футеровка; 14 — еопло; 15 — питающее устройство.
Измельченный материал по трубе 4 поднимается в сепарацион-
ную камеру. Она состоит из сепарационной трубы 5, отводного
штуцера 6, расположенного с внутренней стороны нисходящей ветви
сепаратора, и жалюзийной решетки 7, установленной перед отводным
штуцером. При повороте пылегазового потока в сепарационной трубе
на частицы действуют центробежные силы. Поскольку они пропор-
циональны массе частицы, крупные частицы будут прижиматься
к внешней стенке сепарационной трубы, оттесняя при этом мелкие
к внутренней. Через отводной штуцер пылевоздушная смесь, содер-
жащая тонкую фракцию материала, отсасывается для отделения
пыли, а крупные частицы по трубе нисходящего потока 8 снова
опускаются в размольную зону на доизмельчение.
Сепарация измельченного материала начинается уже при подъеме
по трубе 4, но этот процесс в основном происходит и завершается
219
в сепарационной трубе 5. Жалюзийная решетка 7 отражает крупные
частицы, приближающиеся к отводному штуцеру. Тонина помола
в таких измельчителях зависит от радиуса закругления сепарацион-
ной трубы, ее диаметра и положения жалюзийной решетки. На
рис. 156, б показан общий вид измельчителя этого типа.
Струйные измельчители с трубчатой размольной камерой пред-
назначены для измельчения твердых материалов до частиц размером
в несколько микрометров. Рекомендуемая крупность исходного
Рис. 156. Струйная мельница с вертикальной трубчатой размольной камерой:
а — схема; б — общий вид; 1 — коллектор энергоносителя; 2 — сопла; з — камера; 4 —
труба восходящего потока; 5 — сепарационная труба; 6 — отводной штуцер; 1 — жалю-
зийная решетка; 8 — труба нисходящего потока; 9 — приемная воронка; 10 — инжектор
питания; 11 — штуцер к инжектору; 12 — штуцер подвода энергоносителя.
сырья 200—500 мкм. Диаметр размольной трубы измельчителей из-
меняется от 25 до 200 мм, производительность от 45 до 3600 кг/ч
при расходе воздуха от 2 до 45 м3/мин или пара от 0,8 до 40 кг/мин.
Давление сжатого воздуха колеблется от 2,9 ЛО5 до 9,8 «105 Па,
пара от 6,8’105 до 17,6 -105 Па при температуре около 450 °C. В Со-
ветском Союзе такие измельчители пока не изготовляют.
В газоструйных измельчителях, как уже отмечалось, в качестве
энергоносителя можно использовать сжатый газ или перегретый
пар. Применение сжатого воздуха, не вносит принципиально нового
в технологическую схему измельчения с воздушной сепарацией,
если не считать компрессора, необходимого для сжатия воздуха
до заданного давления.
Схема размольной установки с использованием сжатого воздуха
в качестве энергоносителя показана на’ рис. 157. Подлежащий из-
мельчению материал из бункера 12 питателем 13 подается в струй-
ную мельницу 15, куда по трубе 14 поступает сжатый воздух. Так как
в рассматриваемой схеме предусмотрено использование струйного
220
Рис. 157. Схема размольной ус-
тановки, работающей на сжатом
воздухе:
1, 4, 9 — затворы; 2 — сборник про-
дукта; 3, 7, 11 — газопроводы; 5 —
фильтр; 6 — выхлопной штуцер; 8 —
циклон; ю — транспортер; 12 — бун-
кер сырья; 13 — питатель; 14. — труба
энергоносителя; 15 — струйная мель-
ница.
16'
Рис. 158. Схема размольной установки, работающей на перегретом паре:
1,3 — штуцера для вывода продукта; 2 — штуцера подогрева или охлаждения шнека;
4 — шнек; 5 — затвор; 6 — струйная мельница с плоской размольной камерой; 7 — труба
для подвода энергоносителя; 8 — инжектор; 9 — приемная воронка; 10 — питатель; 11 —
затвор; 12 — бункер сырья; 13 — циклон; 14 — трубопровод; 15 — конденсатор; 16 — труба;
17 — труба орошения пластинчатого конденсатора; 18 — пластинчатый конденсатор; 19 —
отвод неконденсирующихся газов; 20 — подвод свежей воды; 21 — отвод нагретой воды;
22 — спуск конденсата; 23 — сборник; 24 — насос; 25 — штуцер для удаления шлама;
26 — штуцер для удаления осветленной воды.
Рис. 159. Противоточно-четырех-
струйная мельница фирмы «Blow
Кпох»:
1 — штуцер; 2 — сопло; з — камера
измельчения; 4 — стояк-сепаратор;
5 — отводные отверстия; 6 — выход-
ной штуцер; 1 — шнек питания; 8 —
штуцер для подвода сырья; 9 — труба
возврата крупной фракции; 10 — сепа-
ратор; 11 — штуцер для отвода тонкой
фракции; 12 — воронка питания; 13—
сопло.
измельчителя с вертикальной трубчатой размольной камерой, в верх-
ней части которого происходит сепарация продукта, то специальный
сепаратор отсутствует и пылегазовая смесь по газопроводу 11 на-
правляется' непосредственно в циклон 8. Отделенный в циклоне про-
дукт измельчения через затвор 9 выводится на транспортер 10 и на-
правляется в сборник 2. Газ из циклона по газопроводу 7 поступает
в фильтр 5 и удаляется затем через
выхлопной штуцер 6. Задержанные
в фильтре твердые частицы через
затвор 4 по газопроводу 3 также
поступают в сборник 2, откуда гото-
вый продукт через затвор 1 идет на
раздачу. Источник сжатого газа на
схеме не показан.
В технологической схеме размоль-
ной установки, где в качестве энер-
гоносителя применяют перегретый
пар, необходимо учитывать, что пар
имеет высокую температуру, может
конденсироваться в газоходах, по-
этому целевой продукт придется из-
влекать из конденсата.
На рис. 158 представлена тех-
нологическая схема размольной уста-
новки, работающей на перегретом
паре. Подлежащий измельчению ма-
териал из бункера 12 питателем 10
подается в воронку измельчителя 9 и
затем энергоносителем через инжек-
тор 8 в струйную мельницу 6. Туда же
по трубе 7 подается перегретый пар.
Крупная фракция измельченного ма-
териала опускается на дно сепаратора
и через затвор 5 выводится в шнек 4.
Мелкая фракция, поступив вместе
с паром в циклон 13, также отделяется
и выводится в шнек 4. В зависи-
мости от требований, предъявляемых к конечному продукту, верхняя
и нижняя фракции могут в шнеке смешиваться или выходить из него
раздельно. Отработанный перегретый пар по трубе 14 поступает
в оросительный конденсатор 15, где значительная часть его конден-
сируется. Для того чтобы исключить выброс пара в атмосферу и пол-
нее уловить продукт измельчения, остатки пара конденсируют в пла-
стинчатом конденсаторе 18. Конденсат, содержащий частицы из-
мельченного материала из обоих конденсаторов, сливается в сборник
23. Здесь твердые частицы опускаются на дно сборника и периодиче-
ски выводятся через штуцер 25, а осветленный конденсат непрерывно
вытекает через штуцер 26.
222
Возможны и другие схемы размольных установок с измельчи-
телями, работающими на перегретом паре, однако в каждой из та-
ких схем должны предусматриваться: надежная изоляция аппаратов
и трубопроводов во избежание преждевременного охлаждения и кон-
денсации пара; утилизация пара после извлечения из него основной
массы твердой фазы.
Источник перегретого пара на схеме
не показан.
Насыщенный пар не пригоден для
целей измельчения. При выборе энер-
гоносителя следует учитывать, что пе-
регретый пар обычно имеет высокую
температуру и потому его можно ис-
пользовать для измельчения только
термостойких материалов.
На рис. 159 схематически показана
противоточно-четырехструйная мель-
ница, изготовляемая фирмой «Blow
Кпох» (США). Измельчитель состоит
из камеры 3, расположенных попарно
друг против друга штуцеров 1 и сопла
2. В верхней части камеры помещены
воронка 12, через которую подается
материал, подлежащий измельчению,
и сопло 13 для инжектирования этого
материала. Здесь же расположены че-
тыре отверстия 5 для отвода измельчен-
ного материала в боковые стояки-сепа-
раторы 4, в которых производится
предварительное разделение измельчен-
ного материала. В этих сепараторах
крупная фракция материала оседает
Рис. 160. Противоточная двух-
струйная мельница с верхним
выводом помола:
1 — камера измельчения; 2 — раз-
гонные трубки; 3 — сопла; 4 —
рукава питания и возврата круп-
ной фракции из сепаратора; 5 —
выводная труба; 6 — сепаратор;
7 — штуцер для отвода тонкой
фракции; 8 — шнек питания.
на дно стояка и снова выносится
в камеру измельчения, а мелкая вместе с энергоносителем
выходит через штуцер 6 и направляется в специальный сепаратор 10
для окончательного отделения целевой фракции.
Измельчение материала происходит в результате соударения
частиц, движущихся навстречу друг другу.
Несколько позже были созданы другие варианты измельчителей
с противоточными камерами, имеющими вместо четырех два инжек-
тора. На рис. 160 показан измельчитель с выводом измельченного
материала в верхней его части и одной ступенью сепарации. Измель-
читель состоит из размольной камеры 1, в которую с противополож-
ных концов входят разгонные трубки 2.
К трубкам присоединяют рукава 4, по которым поступает мате-
риал, подлежащий измельчению. По их осям размещены сопла 3,
через которые подается энергоноситель. Измельченный материал
из размольной камеры выносится потоком воздуха через трубу 5
223
Рис. 161. Противоточная двух-
струйная мельница с нижним
выводом помола:
1 — вывод помола; 2 — камера из-
мельчения; 3 — разгонная трубка;
4 — сопло; 5 — рукав возврата
крупной фракции; 6 — сепаратор;
7 — штуцер для отвода тонкой
фракции; 8 — питатель.
в специальный сепаратор 6, где происходит разделение его на две
фракции. Крупная фракция оседает на дно сепаратора, по рукавам
4 спускается к разгонным трубкам и снова попадает в камеру 1
на доизмельчение; мелкая, представляющая собой целевой продукт,
потоком газа выносится из сепаратора через верхний штуцер 7 и на-
правляется на отделение. Исходный материал подается питателем 8
в нижнюю часть сепаратора и по рукавам 4 направляется к разгон-
ным трубкам.
На рис. 161 показан противоточный
двухструйный измельчитель с выводом
измельченного материала из нижней
части камеры. Этим он отличается от
только что описанного. Такое распо-
ложение устройств для вывода из-
мельченного материала облегчает подачу
исходного сырья через верхнюю крышку
камеры и снижает опасность забивки
камеры оседающими в ней крупными
частицами, так как при измельчении
некоторых материалов размольные ка-
меры постепенно забиваются материа-
лом, выпадающим из потока энергоно-
сителя. Если вывод измельченного
материала осуществляется снизу ка-
меры, выпадающие частицы попадают
в выводные трубы, в которых скорость
газового потока такова, что выпавшие
частицы будут- подняты в сепаратор,
а оттуда возвращены в зону измель-
чения.
Противоточные измельчители при-
меняют для измельчения твердых мате-
риалов с крупностью исходного сырья
около 10 мм до частиц от 50 до 80 мкм. Такие измельчители при-
меняют для измельчения антрацита, угля, кокса, асбеста, дре-
весной целлюлозы, слюды, руды, пластмасс, известняка, красите-
лей, плавикового шпата, фурфурола, инсектицидов, фунгицидов и
других материалов, а также для смешивания порошков.
В качестве энергоносителей применяют сжатый воздух и перегре-
тый пар. Известны размольные установки для угля производитель-
ностью до 30 т/ч при расходе пара 0,15 кг/кг угля.
На рис. 162 показан отечественный противоточный двухструй-
ный измельчитель типа СП. Измельчитель состоит из размольной
камеры 1, защищенной изнутри материалом 2, двух расположенных
друг против друга штуцеров питания 3, в которые вмонтированы
разгонные трубки 4 и сопла 5, приемной воронки 6 и отводного шту-
цера 7. Материал, подлежащий измельчению, поступает через во-
ронку 6 в приемник эжектора, откуда струей воздуха или пара,
224
выходящего из сопла 5, направляется в разгонную трубку 4, где
частицы приобретают необходимую скорость, с которой они вылетают
из разгонной трубки навстречу потоку частиц, «идущих из противо-
положной трубки. При соударении частицы измельчаются и выно-
сятся через отводной штуцер 7 на сепарацию или выделение.
Рис. 162. Противоточная двухструйная размольная камера СП:
1 — камера; 2 — футеровка камеры; 3 — штуцер питания; 4 — разгонная трубка; 5 — соп-
ло; 6 — приемная воронка; 7 — отводной штуцер.
На рис. 163 показана схема размольной установки с камерой СП.
Измельченный материал по трубе 3 поднимается в механический сепаратор 7
п разделяется на две фракции. Крупная фракция возвращается в размольную
камеру по трубам 2. Тонкая фракция по газоходу 8 направляется в циклон-
выделитель 9 и выводится затвором 14. Окончательная очистка газа от пыли
Рис. 163. Схема размоль-
ной установки с камерой
СП:
1 — размольная камера СП;
г — труба возврата; 3 — труба
помола;. 4 — труба подвода
сырья; 5 — питатель; 6 — бун-
кер сырья; 7—сепаратор; 8, 10,
lz— газоходы; 9—циклон; н—
фильтр; 13 — вентилятор; 14—
ватвор; 15 — штуцер для до-
полнительного подвода газа.
производится в фильтре. Исходное сырье из бункера 6 питателем 5 подается
в камеру измельчения через трубы 4 и 3. В отводной трубе 3 из сырья поток газа
выносит тонкую фракцию. Для преодоления сопротивления сепаратора, циклона,
фильтра п газоходов в схеме предусмотрен вентилятор 13, а дополнительный
подсос воздуха осуществляется через штуцер 15.
В рассмотренной схеме измельчитель работает в замкнутом цикле с сепара-
тором. При работе по такой схеме достигается высокая тонина помола при ин-
тенсивной циркуляции материала. Иногда эта циркуляция достигает десятикрат-
ной/производительности установки.
Измельчитель может работать па сжатом воздухе давлением 6,8-105 Па
и перегретом паре давлением 4,09-105 — 7,7-105 Па при 250 °C. При
15 Заказ 1080 225
использовании перегретого пара схема размольной установки аналогична по-
казанной на рис. 1$8. Важными технологическими размерами измельчителя
являются длина и диаметр разгонной трубки £т и dT, расстояние между срезами
этих трубок ZT и диаметр сопел dc.
В. А. Акунов предложил следующую методику перехода от опыт-
ной модели противоточной струйной мельницы к промышленному
образцу. Для воспроизводства условий измельчения должны быть
постоянными (рис. 164):
Рис. 164. К методике моделирования противоточных струйных мельниц.
1) расход материала на единицу площади сечения разгонных
трубок, или напряженность трубки по материалу
Лт= Пм/2 (nd*/4) = 2Пм/л4
2) концентрационная напряженность размольной
териалу
Пм ____ 4ПМ
1т
(V/123)
зоны по ма-
(V/124)
По результатам работы опытной мельницы находят постоянные
величины Ат и Кп и при заданной производительности промышлен-
ной мельницы Пм определяют:
диаметр разгонной трубки
(V,125)
расстояние между срезами разгонных трубок
(d^Kn (V,126)
Для опытной мельницы можно записать:
nd* = Gb^b/3600(0k (V,127)
где dc — диаметр сопла опытного измельчителя; Св — расход энергоносителя
в опытном измельчителе; гв — удельный объем энергоносителя; <ок — скорость
энергоносителя в сопле (для измельчения данного материала скорость <ок явля-
ется величиной постоянной).
Для промышленного измельчителя
л (d;)2/4 = G>B/36OOcoK
(V,128)
226
Из выражений (V,127) и (V,128) получаем:
«)г/<г?=бв/бв
откуда
(V,129)
где d' — диаметр сопла промышленного измельчителя; G'^ — соответствующий
расход энергоносителя.
Принимается, что удельный расход энергоносителя при измель-
чении материала также является величиной постоянной, определяе-
мой опытным путем, т. е.
Св/Пм = Кы = const (V,130)
тогда
(V,131)
и
< = (V.132)
Длина разгонной трубки L? оп-
ределяется по значениям d'r и d'c из
схемы движения энергоносителя
в разгонной трубке (рис. 165)
Рис. 165. Схема к определению
зависимости между параметрами
процесса измельчения в проти-
воточных струйных мельницах.
Длина участка расширения струи
ix = (d; - d^)/(2 tg e/2) (V,133)
где 6 — угол расширения струи; l2 -- оптимальная длина участка разгона
частиц; эти величины устанавливаются опытным путем.
Диаметр dK и длина LK размольной камеры в основном опреде-
ляются конструктивно по полученным значениям диаметров разгон-
ных трубок и расстояний между ними. Рекомендуется следующее
соотношение размеров:
dK = 3dT (V,134)
В этом случае скачок скорости при переходе газовой струи из
разгонной трубки в камеру определяется из уравнения неразрыв-
ности струи
(nd^/4) сот = (л^/4) о)к
откуда
(oT/coK = d2/d^9
где <от и сок — соответственно скорости газового потока в разгонной трубке
и размольной камере.
Длина размольной камеры LK определяется расстоянием между
срезами разгонных трубок и опытными данными
LK^«3dK
15*
227
Более подробное изложение методики перехода от опытного об-
разца мельницы к промышленному можно найти в книге В. И. Аку-
нова. Чтобы определить технологические размеры промышленного
измельчителя по методу В. И. Акунова, необходимо знать соответ-
ствующие размеры модельной мельницы и условия измельчения
данного материала. В этом особенность предложенного метода, его
достоинства и недостатки. Производительность струйной мельницы
зависит от диаметра и длины разгонных трубок с?т и £т, диаметра
сопла dc, расстояния между срезами разгонных трубок ZT, размеров
размольной камеры dK и LK, давления, температуры, физико-химиче-
ских свойств энергоносителя, крупности исходного сырья и конеч-
ного продукта, твердости, хрупкости, предела прочности измель-
чаемого материала, равномерности питания измельчителя и своевре-
менного отвода из зоны измельчения готового продукта.
Из перечисленных факторов последние можно не учитывать,
предположив, что все вспомогательное оборудование к измельчителю
(питатель, сепаратор, пылеосадитель, вентилятор и т. п.) подбирают
в соответствии с производительностью измельчителя. Что касается
остальных факторов, то они связаны между собой.
Одним из основных условий нормальной работы измельчителя
является обеспечение таких скоростей соударения частиц материала,
при которых они будут разрушаться. Для абсолютно упругих и
близких к ним материалов (горные породы) скорость соударения
частиц, при которой они начнут разрушаться, может быть опреде-
лена из выражения (V,7) или опытным путем, так как в струйном
противоточном измельчителе процесс измельчения осуществляется
свободным ударом. В формуле (V,7) соу — результирующая скорость
соударения двух движущихся навстречу друг другу частиц. В слу-
чае противоточного струйного измельчителя скорости движения
соударяющихся частиц соо равны между собой, и в момент удара
минимальная скорость
<оо = (оу/2 (V,135)
Скорость вылета частицы из разгонной трубки должна быть не-
сколько больше, чем соо, но для простоты рассуждений примем, что
<оо есть скорость вылета частицы из разгонной трубки. Сделанное
допущение будет скорректировано в дальнейшем.
Рассмотрим разгонную трубку. По ее длине различают два участ-
ка (см. рис. 165): участок подсоса материала и участок разгона
частиц 1'2, на котором скорость частицы становится равной соо-
При постоянной скорости энергоносителя в разгонной трубке сот
на частицу действует сила лобового давления
Р = (¥,136)
где с — коэффициент лобового сопротивления; р — удельный вес энергоноси-
теля; S — площадь проекции тела на плоскость, перпендикулярную к скорости
нэвсзмущенного потока (миделево сечение); со т — скорость невозмущенного по-
тока, или скорость в разгонной трубке.
228
Сила лобового давления вызывает равномерно ускоренное дви-
жение частицы в направлении действия силы. При этом
P = ma = {q]g) a (V,137)
где q — вес частицы; а “ ускорение движения частицы.
При равномерно ускоренном движении частицы конечная ско-
рость соо = ат, а пройденный путь
г'з = ат2/2 (V,138>
Следовательно
a=oj/2z; (V,139)
Из выражений (V,136), (V,137) и (V,139) имеем:
«T=?«>o/2gcp5z' (V,140>
Для частиц шарообразной формы выражение (V,140) принимает
вид
co2 = dpT(oo/3cgp3z' (V,141>
Из (V,141) видно, что скорость энергоносителя в разгонной трубке
уменьшается с увеличением его удельного веса и длины трубки и во-
зрастает с увеличением удельного веса и прочности измельчаемых ча-
стиц. Для данного материала и энергоносителя необходимая скорость
последнего в разгонных трубках обратно пропорциональна корню
квадратному из длины разгонного участка трубки
(от = к • I//Z2 (V.142)
Скорость энергоносителя в разгонной трубке связана со скоро-
стью истечения его из сопла соотношением
(0T/(0c=d2/d2 (V,143>
где dc — диаметр сопла; сос — скорость истечения энергоносителя из сопла.
Скорость о)с определяют*"из следующих условий. Приращение
кинетической энергии газа при его движении^по каналу
A£ = 6?co2/2g = — vdP (V,144>
После интегрирования получаем:
г‘
Е =----—=\vdP (У,№Ь)
А
При адиабатическом течении газа удельный объем связан с давле-
нием соотношением
v^P^vJpVb
(V,146>
229
Подставив значение v в выражение (V,145) из (V,146) и проинте-
грировав правую часть, получим
„ к г. Г (р2 \ <*-*)/*1
J (V’147)
где Рг и vt — параметры энергоносителя на входе в сопло; Р2 — давление газа
на выходе.
Из формул (V,145) и (V,147) найдем:
w2=]/'2g£ + co2 (V.148)
Величиной coj можно пренебречь как малой по сравнению с со2.
Тогда
(D2 = (Dc=/2gE (V,149)
Значение сос можно также выразить через энтальпию энергоно-
сителя:
сос = V2gE = ]/2g (ij- i2) = 91,53 Vi^ia
Из выражений (V,143) и (V,149) находим:
®т = (<?с/^?) «с = (<*с/йт) (V,150)
Принцип работы противоточного струйного измельчителя и по-
лученные соотношения, устанавливающие связь между параметрами,
характеризующими измельчитель, измельчаемый материал и энер-
гоноситель, позволяют наметить следующий план технологического
расчета измельчителей.
1. По физико-механическим свойствам измельчаемого материала
определяем скорость частиц в момент их соударения соо, эту скорость
можно установить также опытным путем.
2. Выбрав конструктивно длину разгонной части трубки 1^,
по скорости соо определяем скорость энергоносителя в разгонной
трубке сот с учетом формулы (V,150).
3. По часовому расходу энергоносителя, который определяется
как произведение удельного расхода энергоносителя на производи-
тельность измельчителя, и скорости энергоносителя в разгонной
трубке находим ее диаметр:
dT = /у/(9ООлсот) (¥,151)
Зная сот и d{, по формуле (V,150) определяем сос и dc, задавшись
одной из этих величин.
4. По величине скорости истечения энергоносителя из сопла,
пользуясь формулами (V,147) и (V,150), находим начальные параметры
газа Рг и vt. По заданной производительности измельчителя и удель-
ному расходу энергоносителя определяем его общий расход (в м3/ч)
и расход на одно сопло (в кН/ч):
V=vII ИЛИ G = vpH
где v — удельный расход энергоносителя измельчаемого материала (определя-
ется опытным путем), м3/ч; Л — производительность измельчителя, кг/ч; р —
удельный вес энергоносителя, кг/м3.
ГЛАВА VI
УДАРНО-ИСТИРАЮЩИЕ И КОЛЛОИДНЫЕ
ИЗМЕЛЬЧИТЕЛИ
УДАРНО-ИСТИРАЮЩИЕ ИЗМЕЛЬЧИТЕЛИ
В измельчителях ударно-истирающего действия измельчение ма-
териала производится при ударных и истирающих нагрузках. Это
достигается либо вследствие удара со скольжением тела по измельчае-
мому материалу, либо удара с некоторым поворотом дробящего
тела относительно какой-нибудь оси. В данном случае истирание
играет ту же положительную роль, что и в измельчителях истира-
юще-раздавливающего действия — рассредоточение частиц разру-
шенного тела и предотвращение возможного слипания (спрессовыва-
ния).
Ударно-истирающий способ измельчения материала реализуется
в вибрационных, планетарных и гироскопических измельчителях-
мельницах.
ВИБРАЦИОННЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
На рис. 166 показана вибрационная мельница с центральным
расположением вибратора. Мельница состоит из цилиндрического
корпуса 1 с загрузочно-разгрузочным устройством 8, вибратора 2,
пружинных или резиновых опор 3, опорной рамы 4, электродвига-
теля 5, эластичной муфты 6, соединяющей вал двигателя с валом
вибратора, и шаров 7. Вибратор, показанный на рис. 167, состоит
из вала с дебалансом 11, установленного на двух подшипниках,
заделанных в трубе 4. С помощью клиновидных колец 8 вибратор
укрепляется в корпусе измельчителя. При вращении дебалансового
вала корпус измельчителя вибрирует, передавая колебания шарам.
При соударении вибрирующих шаров, а также их взаимном пере-
мещении происходит интенсивное измельчение поступающего в кор-
пус материала.
Измельчители, имеющие вибратор с дебалансовым валом, назы-
ваются инерционными (см. рис. 166). Известны также модели ви-
брационных мельниц с вибратором гирационного типа. На валу
вибратора такого измельчителя вместо дебалансового груза преду-
сматриваются эксцентриковые шейки или колена, на которые с по-
мощью подшипников подвешивается барабан мельницы. При враще-
нии вала-вибратора барабан мельницы вместе с находящимися в нем
шарами совершает круговые движения в соответствии с величиной
эксцентриситета шейки или колена вала. Мельницы с таким
231
вибратором носят название гирационных. По эффективности из-
мельчения они ничем не отличаются от инерционных, но ввиду
трудности их уравновешивания не получили распространения.
Частота колебаний вибрационных измельчителей соответствует
частоте вращения электродвигателя, равной 1500—3000 об/мин.
а
Рис. 166. Схема вибрационной мельницы с внутренним вибратором:
л — инерционный; б — вибрационный; 1 — корпус; 2 — вибратор; 3 — опоры; 4 — рама!
5 — электродвигатель; 6 — муфта; f — мелющие тела (шары); 8 — люк.
Существуют вибрационные измельчители как периодического,
так и непрерывного действия. Непрерывность процесса измельчения
достигается в результате отвода из корпуса ^измельчителя целевой
фракции воздушным потоком и непрерывной подачи в зону измель-
чения сырья. Для подачи воздуха и вывода пылевоздушной смеси
в корпусе мельницы предусматривают специальные штуцеры.
На рис. 167 показана гуммированная вибрационная мельница,
предназначенная для измельчения таких материалов, которые ка-
чественно меняются от соприкосновения с открытыми металлическими
частями измельчителя или являются опасными в пожарном отно-
шении.
На рис. 168 приведен инерционный вибратор с составным деба-
лансовым валом для крупногабаритных вибрационных мельниц,
232
w
Рис. 167. Вибрационная мельница (гуммированная)1
1 — опорная рама; 2 — пружины; 3 — корпус мельнипы; 4 — внутренняя труба; 5 — шту-
цер для охлаждающей воды; 6 — дополнительный дебаланс; 7 — подшипник; 8 — разрез-
ные крепежные кольца; 9 — гильза вибратора; 10 — загрузочно-разгрузочный люк; 11 —
вал о дебалансом; 12 — штуцер для охлаждающей воды; 13 — эластичная муфта; 14 — элек- .
тродвигатель.
Рис. 168. Вибратор с составным валом:
1 — кольцевой вал; 2 — подшипник; 3 — элемент дебаланса; 4 — соединительный шли-
цевой самоустанавливающейся вал; 3 — центральная труба с камерой охлаждения; 6 —
штуцер для подвода охлаждающей воды; 7 — клиновидные полукольца; 8 — затяжная
гайка.
Рис. 169. Общий вид вибрационной мельницы:
1 —к опорная рама; 2 — опорные пружины; з — электродвигатель; 4 — барабан; 5 — люк:
6 — вибр атор
а на рис. 169 — общий вид вибрационного измельчителя. В табл. 27
дана техническая характеристика этих измельчителей.
Вибрационные измельчители с центральным вибратором пред-
назначены для измельчения материала с исходной крупностью частиц
от 1 до 2 мм до частиц размером от 1 до 5 мкм. Высокая степень
измельчения и такая дисперсность продуктов измельчения дости-
гаются как за счет самого способа (удар с истиранием), так и состоя-
ния материала в измельчителе. Частицы материала все время нахо-
Рис. 170. Схема размольной установки с ви-
брационной мельницей:
1 — вентилятор; 2 — вибромельница; 3 — приемник;
4 — элеватор; 5 — питатель; 6 — приемный бункер;
1 — сепаратор; 8 — циклон.
дятся во взвешенном со-
стоянии и вибрируют, что
препятствует их слипанию
и спрессовыванию. Тонина
помола в вибрационной
мельнице периодического
действия зависит от вре-
мени пребывания мате-
риала в зоне измельчения,
а производительность из-
мельчителя — от его па-
раметров, физико-механи-
ческих свойств измель-
чаемого материала и ус-
ловий ведения процесса.
На производительность
данного измельчителя
большое влияние оказы-
вают тонина готового про-
дукта и сопротивляемость
материала размолу. С уве-
личением тонины размола
и размолосопротивляемо-
сти материала производи-
тельность мельницы уменьшается. Например, мельница модели
М-200-3 выдает 0,7—0,8 т/ч цемента (средний размер частиц 15—
20 мкм и остаток на сите 0060 от 3 до 4%), а при измельчении
красителей до тонины, характеризующейся содержанием фракции
частиц размером мкм не менее 97—98%, его производительность
составляет всего 2,5—3 кг/ч.
Тонина помола в измельчителях непрерывного действия зависит
также от скорости прохождения газового потока в камере измельче-
ния и его выносной способности. Чем выше скорость прохождения
воздуха через камеру измельчителя, тем крупнее выносимые ча-
стицы.
На рис. 170 показана технологическая схема размольной уста-
новки с вибрационной мельницей непрерывного действия.
Подлежащий измельчению материал поступает со склада в прием-
ник 5, откуда элеватором 4 подается в приемный бункер 6, затем
питателем 5 материал равномерно подается в мельницу 2. Из
234
М-400-3 Z & t э с о с I (J ел 1 о к э а э с । О ь* Ъ- £ g сл о о Модель
400 ZUU 200 400 сл о о Объем барабана, л
2920 | 1440 2920 1440 2920 2920 Частота вибрации, об/мин
• w to Сл. ел сл . О' СО Амплитуда -колебаний, мм
13,2 14,U—17,U 6,5-7,0 24.0—28.5 jo 'is 'со Дебалансовый момент, Нм
1480 <4U 740 1480 00 со СЛ о стальной загрузки, кг Масса шаровой
480 24U 240 480 09 И фарфоровой
140 о- с о с о 00 I 1 2 0* 1 Масса измельчаемого материала, кг
О го С\Э ЬЛ эо о rfs ^s "сл Мощность двигателя при сухом измельчении стальными шарами, кВт
1750 700 720 1.450 185 650 Масса измельчителя с электродвигателем без шаров, кг
сл СЛ W Сл: to tJ О 4N о о о с о со СП •<! Качающая масса без ме- лющих тел материала, кг
3780 1980 1980 2570 1070 1570 длина "" 1 Габаритные размеры, мм
1240 U76k 086 086 450 825 ширина
1590 1360 1360 1500 1-Л. О <! -О о О высота с деревян- ной подкладкой
Таблица 27. Техническая характеристика вибрационных измельчителей ВНИИТИСМ
мельницы потоком воздуха, создаваемым вентилятором 2, измельчен-
ный материал выносится в сепаратор 7, где разделяется на крупную
и тонкую фракции. Крупная по трубопроводу возвращается в из-
мельчитель на доизмельчение, а тонкая попадает в циклон 8, извле-
кается из пылегазового потока и выводится через нижний штуцер
циклона как товарная продукция.
Описанные выше инерционные и гирационные виброизмельчи-
тели имеют ряд конструктивных технологических недостатков:
1) вследствие размещения вибратора внутри барабана затруд-
няется работа мелющих тел, снижается их эффективность, повы-
Рис. 171. Вибрационная мельница с вынесенным вибратором:
1 — штуцер для вывода размолотого материала; 2 — барабан; 3 — решетка; 4 — вал с не-
балансом; 5 — подшипники; 6 — штуцер питания; 1 — амортизаторы; 8 — переточные
рукава; 9 —мелющие тела.
шается удельный расход энергии и увеличивается износ деталей,
особенно корпуса вибратора;
2) из-за расположения в корпусе измельчителя большого числа
мелющих тел (коэффициент заполнения 0,8—0,9) затруднен непре-
рывный и равномерный вывод готового продукта из зоны измельче-
ния. Конструктивно не удается осуществить «вентиляцию» мельницы
по всему объему, что также приводит к увеличению расходных ко-
эффициентов .
Эти недостатки в значительной мере устранены в вибрационном
измельчителе с вынесенным вибратором, показанном на рис. 171.
Измельчитель состоит из трех барабанов, расположенных гори-
зонтально друг над другом. В среднем барабане размещен дебалан-
совый вал 4, вращающийся в подшипниках 5. В крайние барабаны
загружаются мелющие тела 9. Материал, подлежащий измельчению,
подается через штуцер 6. В конце первого барабана перед переточ-
ным рукавом 8 установлена решетка 5, которая пропускает материал
и задерживает мелющие тела. Материал, выйдя из верхнего барабана,
по переточным рукавам попадает в нижний барабан, где вновь из-
мельчается или доизмельчается. Готовый продукт, пройдя загради-
236
тельную решетку 3, выходит через штуцер 1. Измельчитель устана-
вливают на пружинных подвесках или на пружинных опорах. Уст-
ройство описанного измельчителя напоминает двухкамерную ба-
рабанную мельницу- Так как по мере продвижения материала из
первой к последней камере крупность его уменьшается, размер шаров
по ходу движения материала целесообразно уменьшать.
Такие измельчители можно изготовлять с двумя или большим
числом барабанов, работающих как параллельно, так и последова-
тельно.
К числу ударно-истирающих
планетарные мельницы.
ПЛАНЕТАРНЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
измельчителей относятся также
1 — станина; 2 — водило; 3 — барабанная
Рис. 172. Планетарная мельница:
мельница; 4 — неподвижное зубчатое колесо;
5 — приводная шестерня; 6 — ведущий вал.
Планетарная мельница (рис. 172) представляет собой несколько
небольших барабанных измельчителей 3, смонтированных на вер-
тикальном водиле 2. На оси каждого измельчителя насажены ше-
стерни 5, которые находятся в зацеплении с неподвижными зубча-
тыми колесами 4. При вращении водила барабанные измельчители
вращаются как относительно его оси, так и собственных осей. На-
ходящиеся в барабанах мелющие тела приобретают сложное движе-
ние и при взаимном столкновении со стенкой барабана и друг с дру-
гом измельчают материал.
ГИРОСКОПИЧЕСКИЕ МЕЛЬНИЦЫ
Гироскопический измельчитель (рис. 173) состоит из барабана 5,
на цапфах которого находятся ролики 5, опирающиеся на опорную
шайбу 2. С цапфами барабана связано водило 4, сидящее на привод-
ном валу 1.
При вращении приводного вала барабан измельчителя вращается
относительно горизонтальной и вертикальной осей. Мелющие тела,
237
находящиеся внутри барабана, приобретают сложное движение,
в результате чего материал .измельчается.
Оптимальные отношения частот вращения барабана относительно
вертикальной и горизонтальной осей находятся в пределах 1:1—
1 : 5.
Испытание опытных образцов таких измельчителей показало,
что для более беспорядочного движения шаровой загрузки целесо-
образно в массу мелких шаров загружать более крупные. Для плане-
тарных и гироскопических измельчителей остается пока невыяснен-
ной количественная связь между такими факторами, влияющими
Рис. 173. Гироскопическая мель-
ница:
1 — приводной вал; 2 — опорная шайба;
8 — опорный ролик; 4 — водило; 5 —
барабан с мелющими телами; в — люк;
7 — мелющие тела.
на процесс измельчения, как гео-
метрические размеры барабана и
частоты его вращения, размер дро-
бящего тела, исходная и конечная
крупности, а также размол осопро-
тивляемость измельчаемого мате-
риала, производительность измель-
чителей и удельный расход энер-
гии. Остается также нерешенным
и вопрос о непрерывности процесса
в таких измельчителях. Поэтому
планетарные и гироскопические
измельчители пока не нашли широ-
кого промышленного применения.
КОЛЛОИДНЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
Под коллоидным измельчением
подразумевается такое, при ко-
тором получается продукт, размер частиц которого близок к коллоид-
ным (в поперечнике), т. е. порядка единиц или даже долей микромет-
ра. В принципе в любом из рассмотренных измельчителей, предна-
значенных для тонкого измельчения, при соблюдении определенных
условий можно получить частицы такой дисперсности, однако тех-
нологически и экономически оказалось целесообразнее получать
подобные продукты в специальных, так называемых коллоидных, из-
мельчителях. Объясняется это тем, что частицы материала, -размер
которых близок к коллоидным, притягиваясь друг к Другу, слипают-
ся или даже спрессовываются под действием внешних сил. При
некоторой крупности материала устанавливается своеобразное рав-
новесие в его гранулометрическом составе. Сколько частиц полу-
чается при разрушении, столько же разрушенных ранее частиц
снова соединяется. Чтобы избежать укрупнения частиц, коллоидное
измельчение ведется в присутствии диспергирующей среды. После
разрушения осколки частиц материала необходимо рассредоточить,
удалить друг от друга на такое расстояние, при котором силы
взаимного притяжения частиц будут меньше так называемых
«расклинивающих» сил дисперсной среды. В качестве дисперги-
рующей среды обычно применяют жидкость и реже газ.
238
Коллоидное измельчение почти всегда — мокрое. При этом отно-
шение твердой и жидкой фаз обрабатываемой системы в зависимости
от измельчаемого материала изменяется от 1:2 до 1:6.
В коллоидных системах имеются частицы твердой фазы размером
от 0,1 до 0,001 мкм (10"Б —10"7 см). Эти частицы проходят через
поры фильтровальной бумаги и не проходят через поры животных
и растительных мембран. Если у таких частиц имеется электрический
заряд и водная оболочка, они могут продолжительное время оста-
ваться во взвешенном состоянии и не выпадать в осадок. Некоторые
коллоидные системы при известных условиях могут терять свою
текучесть, превращаться в студни или гели.
В отличие от истинных растворов коллоидные системы являются
гетерогенными. Размеры коллоидных частиц по сравнению с разме-
рами молекул диспергирующей среды настолько велики, что между
жидкой и твердой фазами образуется поверхность раздела, и чем
выше дисперсность материала, тем выше эта поверхность.
При коллоидном измельчении применяемая диспергирующая сре-
да не должна растворять дисперсную фазу. Это одно из главных
требований к диспергирующей среде. Так как частицы коллоидного
размера под действием сил притяжения могут укрупняться и выпа-
дать в осадок, то для предотвращения этого процесса к диспергиру-
ющей среде прибавляют электролиты, которые образуют на поверх-
ности раздела фаз ионные слои и гидратную оболочку, таким образом
стабилизируя систему.
Коллоидное измельчение является весьма сложным и малоизу-
ченным процессом. До настоящего времени процесс не имеет надеж-
ной теоретической основы и потому осуществляется исключительно
опытное измельчение данного материала.
Для осуществления коллоидного измельчения твердых материа-
лов предложено много различных измельчителей, но большинство
из них имеет лабораторное применение (измельчаются небольшие
порции материала). Только некоторые из коллоидных измельчите-
лей получили сравнительно широкое признание и имеют промы-
шленное применение.
КОНУСНЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
На рис. 174 показан конусный коллоидный измельчитель с риф-
леными рабочими поверхностями. Главными элементами этой машины
являются конусный ротор 2 и статор 5, заключенные в корпус 3.
Ротор и статор по высоте разделены на несколько кольцевых зон,
имеющих на поверхности наклонные параллельные канавки 6,
ширина которых уменьшается, а число их увеличивается по мере
перехода от верхних к нижним зонам. Канавки статора и ротора
направлены в противоположные стороны и пересекаются. Статор
укрепляется в корпусе накидной гайкой 4, а ротор посажен на один
вал с двигателем.
Подлежащий измельчению материал в виде пульпы той или иной
концентрации через воронку 7 поступает на верхний торец ротора,
239
попадает в зазор между статором и ротором, продвигается по этому
зазору вниз, измельчается между пересекающимися канавками и
удаляется через выводной штуцер 9. Интенсивность измельчения
материала.по мере продвижения его вниз увеличивается, поскольку
Рис. 174. Конусная коллоидная
мельница:
1 — вал; 2 — ротор; 3 — корпус; 4 —
накидная гайка; 5 — статор; 6 — ка-
навки; ч — приемная воронка; 8 —
крышка; 9 — выводной штуцер.
материалов в лакокрасочной,
увеличивается число канавок на ро-
торе и статоре и скорость их пересе-
чения. Зазор между ротором и стато-
ром может меняться навинчиванием
или отвинчиванием накидной гайки,
что позволяет приспособить измель-
читель к крупности исходного сырья.
Тонина измельчения регулируется
как зазором между ротором и [ста-
тором, так и циркуляцией пульпы
измельчаемого материала по замкну-
тому контуру, состоящему из из-
мельчителя, бака с мешалкой, насоса
и системы трубопроводов. В зависи-
мости от размера измельчителя по-
требляемая им мощность колеблется
от 1,5 до 30 кВт. Такие измельчители
предназначены для измельчения
резиновой, химической, бумажной,
пищевой и других отраслях промышленности.
БИЛЬНЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
На рис. 175 изображен бильный коллоидный измельчитель,
рабочими элементами которого являются била 3, укрепленные на
Рис. 175. Роторно-бильцая коллоидная мельница:
1 — корпус;Т2 — крышка; з — била; 4 — ротор; 5 — вал; в — контрударник; 10 —
штуцера охлаждения или нагревания мельницы; 8, 9 — штуцера для ввода и вывода измель-
чаемого материала.
роторе 4, и контрударники 6, заделанные в корпусе 1. Ряды бил
ротора расположены между рядами контрударников корпуса.
240
Таблица 28. Техническая характеристика роторно-бильных
коллоидных измельчителей
Измель- читель Диаметр ротора, мм Частота враще- ния дви- гателя, об/мин Частота вращения ротора, об/мин . Потребляе- мая мощность, кВт Производи- тельность по суспен- зии, кг/ч Производи- тельность по сухому материалу, кг/ч
202 202 1500 600. 6,7 15-20 3-5
202 3000 12 000 7,5
805 800 1500 1 500 16,0 60-100 12—30
800 3000 3 000 22,0
Подлежащий измельчению материал поступает в измельчитель
через штуцер 8 в направлении, противоположном движению ротора,
а уже измельченный материал выходит через штуцер 9. Корпус
измельчителя снабжен рубашкой для подогрева или охлаждения
измельчаемой системы. Теплоноситель подается через штуцер 10
и выводится через штуцер 7.
В зависимости от измельчаемого материала и требований к конеч-
ному продукту измельчитель может работать как в открытом, так
и в замкнутом цикле со сборником и циркуляционным насосом.
Высокая степень измельчения материала в этих измельчителях
достигается в результате истирания и сжатия частиц между билами
и контрударнйками, чему также способствует значительный кави-
тационный эффект, развивающийся вследствие высокой скорости
движения бил и частиц и их встреч с контрударниками. Из-за боль-
шого кавитационного эффекта в таких измельчителях их иногда
называют кавитационными. В них получают продукт с частицами
размером от 1 до 20 мкм.
Производительность измельчителя зависит от тонины помола,
а также от соотношения сухих веществ и жидкости. В табл. 28
приведена техническая характеристика этих измельчителей.
Производительность измельчителя типа 202 при производстве
эмульсии составляет 50—100 кг/ч, а измельчителя типа 805 500—
1000 кг/ч. Измельчители применяют для приготовления коллоид-
ной серы, арсенитов кальция и меди, красителей, коллоидного
графита и других коллоидных систем, а также используются как
эмульгаторы, гомогенизаторы, смесители и разрыхлители.
МЕЛЬНИЦЫ С РЕШЕТЧАТЫМ РОТОРОМ
На рис. 176 показана коллоидная мельница с решетчатым рото-
ром. Измельчитель состоит из полого решетчатого ротора 1 и статора
2, помещенных в корпус 3. Подлежащий измельчению материал
в виде пульпы через штуцер 4 поступает в ротор, захватывается за-
крепленными в роторе ребрами 5, проталкивается центробежными
силами через узкие прорези в стенках ротора и попадает в зазор
16 Заказ 1080 241
между ротором и статором. На внутренней поверхности статора
имеются продольные борозды, улучшающие процесс измельчения.
Измельчение материала производится в зазоре истиранием и разры-
вом частиц, а также в результате кавитационного эффекта, возника-
ющего при быстром вращении ротора.
Рис. 176. Коллоидная мельница с решет-
чатым ротором:
1 — ротор; 2 — статор; 3 — корпус; 4 — штуцер
питания; 5 — продольные ребра; 6 — сквозные
прорези в роторе; 7 — кожух; 8 — лопасти-вы-
брасыватели; 9 — штуцер для вывода измельчен-
ного материала.
Направляясь к выводному штуцеру Р, частицы дополнительно
разрушаются лопастями-выбрасывателями 8. Измельчитель снабжен
кожухом 7 для отвода или подвода тепла.
Тонина измельчения регулируется изменением зазора между
ротором и статором, а также продолжительностью измельчения ма-
териала. Измельчитель работает в замкнутом цикле с промежуточ-
ной емкостью и циркуляционным насосом. Измельчители выпускаются
иностранными фирмами с диаметром ротора от 80 до 250 мм и произ-
водительностью по воде от 1200 до 1400 л/ч.
ВИБРОКАВИТАЦИОННЫЕ МЕЛЬНИЦЫ
На рис. 177 изображена виброкавитационная коллоидная мель-
ница.
Измельчитель состоит из корпуса 7, статора 2 и ротора 3. Статор
и ротор имеют на поверхности направленные вдоль оси канавки.
Рис. 177. Виброкавита-
ционная коллоидная
мельница:
1 — к поп ус; 2 — статор;
3 — ротор; 4 — продольные
канавки; 5 — штуцер пита-
ния; 6 — штуцер вывода
пульпы; 7 — штуцера охла-
ждения или подогрева мель-
ницы; 8 — вал ротора.
Подлежащий измельчению материал в виде суспензии поступает
через штуцер 5 в кольцевой зазор между статором и ротором и вы-
ходит через штуцер 6. При вращении ротора частицы материала, дви-
242
гаясь от канавок ротора к канавкам статора, совершают колебания
высокой частоты. При диаметре ротора измельчителя 0,5 м и частоте
вращения около 18 000 об/мин частота колебания частиц близка
к ультразвуковым.
Такие колебания материала в сочетании с диспергирующей сре-
дой и обусловливают высокую степень измельчения.
Для охлаждения или нагревания измельчителя предусмотрена
специальная рубашка. Теплоноситель подается и выводится через
штуцер 7.
Производительность измельчителя диаметром 0,5 м составляет
по суспензии 500—700 кг/ч (размер конечных частиц от 1 до 10 мкм),
потребляемая мощность около 60 кВт.
РЕАКТРОНЫ
К числу коллоидных измельчителей можно также отнести высоко-
скоростной измельчитель «Реактрон», показанный на рис. 178.
Ротор представляет собой диск 6, посаженный на вал 9 и снабжен-
ный двумя рядами пальцев 7, расположенных по концентрическим
окружностям, и билами 8, размещенными в центре диска. На крышке
Рис. 178. «Реактрон» Вильямса:
1 — крышка; 2 — пальцы крышки; з — штуцер питания; 4 — корпус; 5 — штуцер вывода
материала; 6 — диск; 7 — пальцы; 8 — била; 9 — вал.
1 по концентрическим окружностям расположены-три ряда пальцев
2. При этом ряды пальцев крышки приходятся между рядами паль-
цев на роторе.
Подлежащий измельчению материал через штуцер в крышке 3
подается прямо на била и отбрасывается ими в пространство между
диском ротора и крышкой, пересекаемое движущимися пальцами
ротора. При высоких скоростях движения пальцев в зоне измель-
чения возникают большие истирающие и разрывающие усилия,
16*
243
Таблица 29. Техническая характеристика измельчителей «Реактрон»
Диаметр ротора, мм Частота враще- ния ротора, об/мин Производитель- ность по воде, М3/Ч Мощность электродвига- теля, кВт Число ступеней
55 8000 2,0 2,2 3
135 3000 16,0 10,0 3
150 3000 20,0 — 3
250 3000 65,0 — 1
вызывающие интенсивное измельчение частиц. Измельчение усили-
вается еще и наличием высокого кавитационного эффекта. Измель-
ситель
Конечный продукт
Рис. 179. Схема коллоидного измель-
чения:
ченный материал выводится через
штуцер 5.
Измельчители «Реактрон» изго-
товляют одноступенчатыми с од-
ним ротором и трехступенчатыми
с тремя роторами на одном валу,
через которые последовательно
проходит пульпа измельчаемого
материала, подобно тому, как жид-
кость проходит через многоступен-
чатый центробежный насос. Все
детали, соприкасающиеся с измель-
чаемым материалом, изготовляют
из легированной стали.
«Реактрон» широко исполь-
зуют в химической промышлен-
ности как измельчитель, разрых-
литель, смеситель, гомогенизатор
и аппарат для проведения неко-
торых химических и массообмен-
ных процессов.
В табл. 29 приведены техниче-
ские характеристики измельчите-
лей «Реактрон».
1 — коллоидная мельница; 2, 3 — насосы;
4 — циркуляционные баки с мешалками;
5,6 — трубопроводы.
Принципиальная схема установки
для коллоидного измельчения показана
на рис. 179. Установка состоит из колло-
идной мельницы 1, циркуляционных
насосов 2 и 3 и циркуляционной емкости 4. Суспензия материала, подлежащего
измельчению, из циркуляционного бака по трубопроводу 5 насосом 3 или само-
теком, если для этого имеется достаточный напор, подается в мельницу 1.
Из измельчителя суспензия насосом 2 подается по трубопроводу 6 в циркуля-
ционные емкости, и цикл повторяется. Таким образом, суспензия циркулирует
от измельчителя к емкости и обратно до получения коллоидной системы. В боль-
шинстве случаев для получения нужной крупности частиц достаточно 5—8-крат-
ной циркуляции. Кратность циркуляции устанавливается опытным путем по
244
анализам продукта и предварительному расчету не поддается. Большинство
коллоидных измельчителей не только измельчают материал, но и транспорти-
руют его, поэтому в схеме измельчения насосы могут и отсутствовать или же
играть только вспомогательную роль.
ЗАВИСИМОСТЬ МЕЖДУ ПРОЧНОСТНЫМИ
СВОЙСТВАМИ ИЗМЕЛЬЧАЕМОГО МАТЕРИАЛА
В расчетные формулы для различных измельчителей входят вре-
менное сопротивление сжатию ор, модуль упругости первого рода Е,
критическая скорость свободного удара <окр и энергия начала разру-
шения частиц при стесненном ударе Ео.
Первые две величины (ор и Е) встречаются в формуле (1,59) для
определения расхода энергии на измельчение абсолютно упругих
или близких к ним материалов, критическая скорость свободного
удара сокр устанавливает зависимость между диаметром и частотой
вращения ударных элементов в измельчителях ударного действия
со свободным ударом
а>кр nDn/GO
и является>[сходной величиной при определении параметров струй-
ных мельниц (V,140) и (V,141), энергия начала разрушения частиц
стесненным ударом Ео входит в выражение (V,119) для определения
веса мелющего тела в барабанных мельницах.
Значения ор и Б определяются по стандартной методике на спе-
циальных машинах (например, УМ-5), сокр определяется на ротор-
ном копре, а Ео — на копре с вертикально падающим грузом, име-
ющем плоскую ударную поверхность. Оба копра описаны выше.
Между ор, Е, со и Ео есть определенная зависимость. Для абсо-
лютно упругого или близкого к нему по свойствам тела работа на
однократное разрушение этого тела объемом V представляется из-
вестным выражением
ЛР = ^У/2Е
Это же тело может быть разрушено не только сжатием, но и уда-
ро м, свободным или стесненным.
При свободном ударе о жесткий предмет или соударении частиц
в полете разрушаемое тело в момент удара имеет кинетическую
энергию
£’1 = ?w2/2g
а после удара
^2 = ?co|/2g
Разница .энергии тела в момент и после удара расходуется на
деформацию этого тела и частично превращается в тепло. Величина
этой энергии
ДЕ = Ег- Е2 = (q/2g) (©2 -со|) = (q^/2g) (I — е2) =
, Ч^кр/^М1-6!)
245
где q — вес тела; й! и ю2 — скорости тела в момент и после удара; g — ускоре-
ние силы тяжести; Ej — коэффициент восстановления, определяемый опытным
путем.
G увеличением (ох растет энергия ДЕ, расходуемая на деформа-
цию тела. При некоторой скорости эта энергия достигает такой ве-
личины, при которой тело разрушается. Эта скорость и называется
критической скоростью свободного удара — юкр.
При стесненном ударе частица материала разрушается падающим
на нее грузом, а энергия этого груза в момент удара зависит от его
веса и скорости (V,120)
£l = ?rCOa/2g
а после удара
#2 = ?гСОб/2£
Изменение энергии груза в основном расходуется на деформацию
разрушаемой частицы. Величина этого изменения
AE'~(qr/2g) (cof — co^) = (?rcof/2g) (1 — ef)
Скорость груза в момент удара можно выразить через высоту
его падения (V,125):
of = 2g#
Тогда выражение для ДЕ' может быть записано так:
ДЕ' = 9гя(1—8|) = Ео
где Ео — энергия начала разрушения частицы материала (зависит от размера
и природы или прочностных свойств разрушаемой частицы); qr — вес падающего
груза; Н — высота падения этого груза; е2 — коэффициент восстановления
энергии стесненного удара.
Величины Лр, ДЕ и ДЕ' имеют одну и ту же размерность — Дж.
Для частиц одинакового объема и прочности эти величины с достаточ-
ной для практических целей точностью можно приравнять друг другу
Лр ЬЕ &Е'
ИЛИ
o$V/2E = (7pTcofp/2g) (1 — е2) = дгн (1 — е|)
Это выражение связывает между собой большое число параметров,
характеризующих как свойства измельчаемого материала, так и из-
мельчитель. Используя это соотношение можно определить
Op/jS1, зная соКр или qrH (Eq)
сокр. зная вр/Е или qTH (Ео)
qrH (Eq), зная вр/Е или соКр
что значительно облегчает расчеты по процессам измельчения.
Коэффициенты восстановления ег и е2 имеют пренебрежительно
малую величину.
ГЛАВА VII
РАЗДЕЛЕНИЕ СЫПУЧИХ МАТЕРИАЛОВ
НА ФРАКЦИИ
В процессах химической технологии твердые материалы обычно
применяют и получают в виде пудры, тонких поршков, мелкой круп-
ки или кусков определенного состава. Крупность сыпучего матери-
ала, как указывалось выше, характеризуется верхней границей
(+^), нижней (—d) либо той и другой —d). Необходимая круп-
ность материала для производственных целей определяется техно-
логическим процессом, а для других — назначением и условиями
его потребления. Так, для осуществления процессов в кипящем слое
крупность частиц должна быть не ниже 0,1 мм, а для лакокрасоч-
ного производства необходимая крупность частиц должна измеряться
единицами микрометров, причем чем меньше частицы, тем лучше.
При добыче и измельчении твердых материалов редко удается
сразу получить продукт требуемого состава. Обычно продукты из-
мельчения состоят из частиц различных размеров и формы, и из них
приходится выделять нужные фракции.
Применяют различные способы разделения сыпучих материалов
на фракции. Из ни£ наибольшее распространение имеют следующие:
разделение просеиванием или грохочением через сита и решетки;
разделение под действием гравитационно-инерционных сил;
разделение под действием гравитационно-центробежных сил.
РАЗДЕЛЕНИЕ ПРОСЕИВАНИЕМ ЧЕРЕЗ СИТА И РЕШЕТКИ
Способ разделения порошкообразных материалов на фракции
просеиванием их через сита является самым распространенным и
простым. Суть его состоит в том, что материал пропускают через
сито с определенным размером отверстий d. Частицы, размер которых
меньше размера отверстия в сите, проходят через него (фракция
—d), а более крупные задерживаются (фракция + d).
Применяя сита с разными отверстиями, можно разделить зерни-
стый материал практически на любое число фракций.
Системы сит
Промышленность выпускает сита с отверстиями, имеющими раз-
мер стороны от 40 мкм и выше. В табл. 30 представлена шкала раз-
меров ячеек металлических проволочных сит, предусмотренных
247
Таблица 30. Стандартный ряд отечественных сит (ГОСТ 2851—45)
Размер стороны ячейки, мм
основной дополни- тельный основной дополни- тельный основной дополни- тельный основной дополни- тельный
0,040 — 0,112 , 0,315 1,9
— 0,042 — 0,118 — 0,335 — 0,95
0,045 —. 0,125 —. 0,355 — 1,0
— 0,048 — 0,132 — 0,375 — 1,05
0,050 — 0,14 — 0,4 — 1,1
— 0,053 — 0,15 0,42 — 1,15
0,056 — 0,16 — 0,45 — 1,2 —
-— 0,060 —- 0,17 — 0,475 1,3
0,063 — 0,18 — 0,5 — 1,4
— 0,067 — 0,19 _ * 0,63 —. 1,5
0,071 — 0,20 — 0,56 — 1,6 -—
— 0,075 —. 0,21 — 0,65 — 1,7
0,080 — 0,225 — 0,63 — 1,8 —
—. 0,085 -— 0,235 — 0,67 — 1,9
0,090 — 0,25 .— 0,70 — 2,0 —
—. 0,095 — 0,265 — 0,72 2,1
0,1 — 0,28 — 0,8 — 2,2
0,105 — 0,3 — 0,85 — 2,3
отечественным стандартом, составленным на базе международного
стандарта нормальных чисел.
Площадь в свету по отношению ко всей площади сита для всех
сит остается постоянной и составляет около 36%. Кроме шкалы,
приведенной в табл. 30, пользуются и другими шкалами. В США
распространены две дюймовые шкалы сит.
Шкала Риттенгера. Площади отверстий соседних сит отличаются
друг от друга в два раза, т. е. если площадь отверстия данного сита
аа, а соседнего с ним ЪЪ, то aatbb = 2 или V2, а отношение сторон
а/Ъ = 2 или 1/1/2.
Шкала Ричардсона. Площади отверстий соседних сит отличаются
друг от друга в ]/2 раз (больше или меньше), т. е. aatbb = 2 или
1/"|/2, а отношение сторон alb = ]/~2 или l/j/2.
Употребляемое в технике американское понятие «меш» означает
количество отверстий в сите на один линейный дюйм.
В табл. 31 приведены шкалы американских сит.
Наряду с советской и американской системами сит применяется
также немецкая. Последняя построена на метрической системе еди-
ниц и в основном схода с нашей.
Номер сита соответствует числу отверстий на один линейный сан-
тиметр. Отношение площади в свету ко всей площади сита для всех
сит является величиной постоянной и равной 36%. Если обозначить
длину стороны отверстия через Z, число отверстий на линейный
248
Таблица 31. Система американских сит
Сторона отверстия в свету, дюймы Сторона отверстия в свету Число отвер- стий на линей- ный дюйм, меш Диаметр проволоки, дюймы
шкала со знаменате- лем шкала со знаменателем мм дюймы
1,050 1,050 25,4 1 — 0,149
— 0,883 22,23 7/8 — 0,135
0,742 0,742 19,05 3/4 — 0,135
— 0,624 15,88 5/8 — 0,120
0,525 0,525 0,441 12,7 11,11 1/2 7/16 — 0,105 0,105
0,371 0,371 9,53 3/8 — 0,082
— 0,312 7,94 5/16 21/2 0,088
0,263 0,263 6,35 1/4 3 0,070
— 0,221 5,56 7/32 31/2 0,065
0,185 0,185 4,76 3/16 4 0,065
-— 0,156 3,97 5/32 5 0,044
0,131 0,131 3,18 1/8 6 0,044
— 0,110 2,78 7/64 7 0,0328
0,093 0,093 2,38 3/32 8 0,032
— 0,078 1,98 5/64 9 0,33
0,065 0,065 1,59 1/16 10 0,035
— 0,055 1,397 — 12 0,028
0,046 0,046 1,16 3/64 14 0,025
— 0,0390 0,991 16 0,0235
0,328 0,0328 0,79 1/32 20 0,0172
— 0,0276 0,701 — 24 0,0141
0,0232 0,0232 0,589 — 28 0,0125
— 0,0195 0,495 — 32 0,0118
0,0164 0,0164 0,4 1/64 35 0,0122
— 0,0138 0,351 — 41 0,0100
0,0116 0,0116 0,295 — 48 0,0092
— 0,097 0,246 — 60 0,0070
0,0082 0,0082 0,208 — 65 0,0072
— 0,0069 0,175 — 80 0,0056
0,0058 0,0058 0,147 ——. 100 0,0042
— 0,0049 0,124 <—- 115 0,0038
0,0041 0,0041 0,104 — 150 0,0026
—— 0,0035 0,088 — 170 0,0024
0,0029 0,0029 0,074 — 200 0,0021
— 0,0024 0,061 —— 250 0,0016
— 0,0021 0,053 — 270 0,0016
— 0,0017 0,043 — 325 0,0014
сантиметр через т и площадь поперечного сечения в свету 1 см2
сита Fcr в мм2, то
Ьп = ]/есв=/36 = 6
Эта зависимость позволяет по номеру сита найти размер стороны
отверстия или по стороне отверстия найти номер сита.
В табл. 32 приведена система немецких сит.
249
Таблица 32. Система немецких сит
№ ткани Число отвер- стий на 1 см2 Сторона отвер- стий в свету, мм Диаметр проволо- ки, мм JM& ткани Число отвер- стии на 1 см2 Сторона отвер- стий в свету, мм* Диаметр проволо- ки, мм
4 16 1,5 1,0 20 400 0,3 0,3
5 25 1,2 0,80 24 576 0,25 0,17
6 36 1,02 0,65 30 900 0,2 0,13
8 64 0,75 0,50 40 1600 0,15 0,1
10 100 0,6 0,4 50 2500 0,12 0,088
11 121 0,54 0,37 60 3600 0,102 0,065
12 144 0,49 0,34 70 4900 0,088 0,055
14 196 0,43 0,28 80 6400 0,075 0,050
16 256 0,385 0,24 100 10 000 0,060 0,040
Советской системой сит сетки по
классы (площадь отверстия, мм2):
сечению делятся на следующие
Наимельчайшая . .
Мельчайшая . . . .
Мелкая ...........
Средняя ..........
Крупная...........
Очень крупная . . .
До 0,025
0,025—0,25
0,22—1
1—25
25—625
Свыше 625
По способу изготовления, определяющему также и форму ячеек,
сетки бывают тканые, плетеные, крученые, сварные, стержневые,
вязаные и сборные (рис. 180).
а
ж
Рис. 180. Виды сеток:
а — тканые: б — плетеные; в — крученые; г — сварные; 8 — стержневые; е — вязаные;
ж — сборные.
Кроме проволочных сеток применяют перфорированные решетки,
изготовленные из листов и имеющие отверстия разной формы
(рис. 181). .
250
Проволочные и перфорированные сетки изготовляют из разных
материалов в зависимости от их назначения и условий, в которых
они должны работать. Все сетки стандартизованы, и их подробную
характеристику можно найти
в ГОСТах и справочниках по цвет-
ным и черным металлам.
Процесс разделения сыпучих •
материалов с помощью сит носит
название «рассеивание» или «грохо- !
чение», а устройства, в которых
идет этот процесс, называются «си-
тами» или «грохотами». Название
«рассеивание» и «сита» употреб-
ляют в случае разделения мелко-
зернистых сыпучих материалов,
а «грохочение» и «грохот» — при
разделении крупнозернистых и
кусковых материалов.
В многотоннажных производ-
ствах для разделения сыпучих
материалов применяют сита и ре-
шетки с отверстиями размером не
менее 100 мкм в поперечнике. Сито
с более мелкими ячейками исполь-
Рис. 181. Штампованные решета:
а — плоские со щелевидными отверстиями;
б — плоские с круглыми отверстиями;
в — цилиндрические с круглыми отвер-
стиями.
зуют для рассеивания порошкообразных материалов только в мел-
котоннажных производствах и для контрольных анализов.
Создано много типоразмеров грохотов, которые можно разделить
на две группы: плоские и барабанные.
Плоские грохоты
К числу плоских грохотов относятся колосниковые, валковые
и решетчатые, или ситовые.
Колосниковые грохоты
Неподвижный колосниковый грохот (рис. 182) состоит из колос-
ников 7, собранных на стяжках 2 на некотором расстоянии друг
от друга. Это расстояние I фиксируется установочными трубками 3,
длина которых определяется крупностью кусков материала, подле-
жащего выводу из основного потока сырья. Такой грохот обычно
устанавливают неподвижно перед дробилками крупного дробления,
чтобы выводить из потока сырья фракцию материала, не подлежа-
щую дроблению. Угол наклона должен быть таким, чтобы материал
свободно скатывался вниз по колосникам. Размеры грохота опреде-
ляются с нижней стороны шириной пасти дробилки, а с верхней —
шириной или длиной транспортного устройства (вагон, вагонетки,
транспортер), подающего материал на грохот.
251
Колосники изготовляют литыми или из стальных балок. Чтобы
уменьшить или совсем исключить возможность застревания кусков
материала между колосниками, последние выполняют трапециевид-
ными или Т-образного сечения и устанавливают широким основа-
нием вверх. Обычно применяют грохоты с расстоянием между колос-
никами не менее 50 мм. Даже при такой ширине отверстия не исклю-
чается возможность забивки грохота при попадании на него сырых
Рис. 182. Неподвижный ко-
лосниковый грохот;
1 — колосники; 2 — стяжки;
3 — дистанционные трубки;
4 — борт.
глинистых руд.
Необходимая поверхность грохота для
обеспечения заданной производительности
обычно рассчитывается, исходя из опыт-
ной удельной производительности, при-
нимаемой по сырому материалу и равной
30 м3/м2 грохота. Производительность
грохота пропорциональна скорости дви-
жения материала и возрастает с увели-
чением угла наклона грохота. Чем круче
установлен грохот, тем больше его произ-
водительность, но, как это будет пока-
зано ниже, тем труднее отделяется мел-
кая фракция от общего потока.
Валковые грохоты
Устройство валкового грохота показано
на рис. 183. На опорной раме 1 в подшип-
никах 2 на некотором расстоянии друг от
друга устанавливаются валки 3 с дисками
4. Все валки, кроме крайнего, имеют
на одном из своих концов парные звездочки 5, связанные между
собой цепями 6. Один из валков является приводным. Привод этого
валка осуществляется от электродвигателя через редуктор и цепную
передачу. Все валки вращаются в одном направлении, перемещая
в том же направлении поступающий на них материал. Диски 4 раз-
деляют щели между соседними валками на ячейки, через которые
и проваливается мелкая фракция. Крупность этой фракции опреде-
ляется размерами ячеек, т. е. расстоянием между валками и дисками.
Диски 4 не только образуют ячейки между валками, они необ-
ходимы также для того, чтобы ворошить и двигать находящийся
на грохоте материал и таким образом облегчать просеивание мелкой
фракции. Для этого круглые диски устанавливают на валках с не-
большим эксцентриситетом (рис. 184, а и б) или изготовляют диски
треугольной формы (рис. 184, в), придавая сторонам треугольника
форму дуги.
Треугольные диски сложнее круглых в изготовлении, но менее
подвержены износу. Валковые грохоты применяют для грохочения
крупнокусковых материалов с одновременной классификацией и
транспортированием. Они имеют высокую производительность,
252
Рис. 183. Валковый грохот:
1 — опорная рама; 2 — подшипник; 3 — валки;’ 4 — диски; 5 — звездочки; 6 — цепи;
7 — бункер мелкой фракции.
Рис. 184. Диски валковых грохотов:
а — круглый с центральным отверстием для посадки на эксцентриковую ось; б — круглый
с эксцентрично расположенным отверстием; в — треугольный с центральным отверстием
для посадки на эксцентриковую ось.
Таблица 33. Техническая характеристика валковых грохотов
Тип Размеры просеиваю- щей поверх- ности, мм Размер верстий от- , мм Число валков Эксцентриситет дисков, мм 1 Окружная ско- рость валков, м/с Мощность дви- гателя, кВт Производитель- ность, т/ч, не более Общая масса грохота, кг
шири- на длина
ГВ-50 1270 2450 50 X 50 13 20 0,78 8 200 4354
ГВ-75 1270 2450 75 X 75 11 20 0,89 8 250 4225
ГВ-100 1270 2450 100 X 100 9 30 1,16 8 350 4332
ГВ-125 1270 2450 125 X 125 7 35 1,45 8 350 4456
ГВ-150 1270 2450 150 х 150 7 35 1,45 8 400 4001
ГВФ-9 1270 2232 100 X 100 9 — 0,76 11,6 400 5458
ГВД-7 1270 3000 100 X 100 7 •— 0,6 11,4 250 6766
Примечание. Буквы в типоразмере грохота обозначают: Г—грохот; В—валко-
вый; Ф—фигурные диски; Д—эксцентричные диски, отлитые вместе с валком.
253
устойчивы в работе и не дают динамических нагрузок, что позво-
ляет устанавливать их в верхних этажах.
Эти достоинства валковых грохотов, несмотря на некоторую
сложность в изготовлении, способствуют их широкому распро-
странению.
При грохочении глинистых материалов на валки и диски налипает
глина и работа грохота ухудшается.
В табл. 33 приведена техническая характеристика валковых
грохотов отечественного производства.
Ситовые грохоты простого качания
Из всех известных грохотов наиболее распространенными явля-
ются ситовые (рис. 185). Ситовые грохоты применяют как для клас-
сификации, так и для промывки, обезвоживания или освобождения
Питание
Питание
Рис. 185. Схемы сито-
вых грохотов:
а — односитовый; б — мно-
госитовый с вертикальной
компановкой сит; в —
многоситовый с горизон-
тальной компановкой сит;
1 — короб; 2 — сито; з —
подвеска; 4 — опорная рама;
5 — привод.
кусковых и зернистых материалов от шлама. Подлежащий грохоче-
нию материал поступает на грохот и под действием гравитационных
и инерционных сил продвигается по ситу к выходному концу короба.
При этом в зависимости от технологического назначения грохота
происходит деление материала на фракции, промывка водой, обез-
воживание и освобождение от шлама.
254
При классификации на ситовом грохоте материал делится на
число фракций, равное числу сит, плюс единица, т. е. число полу-
чаемых фракций на единицу больше числа сит. Границы раздела
сыпучего материала на фракции определяются размером отверстий
в ситах грохота.
В случае промывки, обезвоживания и обесшламливания куско-
вого материала (без классификации) применяют штампованные сита
с небольшими отверстиями щелевидной формы, назначение которых
пропускать воду и шлам и задерживать куски.
Для разделения материала на несколько фракций изготовляют
многоситовые грохоты. При этом сита компонуются либо по высоте
(рис. 185, б), либо по длине (рис. 185, в). В обоих случаях эффектив-
ность классификации и производительность грохота примерно оди-
накова, но вертикальная компоновка сит занимает меньше места
в плане, но больше по высоте, а при горизонтальной — наоборот.
Ситовые грохоты по конструктивным особенностям и устройству
привода делятся на качающиеся, гирационные и вибрационные.
Качающиеся грохоты
Описание конструкций. На рис. 186 представлены схемы различ-
ных по устройству качающихся грохотов. Во всех случаях короб
Рис. 186. Схемы качающихся грохотов:
а — наклонный на шарнирных подвесках; б — наклонный на шарнирных опорах; в — гори-
зонтальный на пружинных опорах; г — наклонный на кривошипных опорах; д — наклон-
ный на кривошипной опоре и шарнирной подвеске; е — наклонный на шарнирной и криво-
шипной опорах,
255
грохота с помощью приводного механизма совершает возвратно-по-
ступательное движение, во время которого материал движется по ситу
к выходному концу и рассеивается на фракции или промывается (обез-
воживается, обесшламливается) в зависимости от технологических
требований.
На рис. 187 показан двухситовой быстроходный качающийся
грохот (БКГ-11 и БКГ-11А), предназначенный для классификации
материалов с крупностью кусков до 150 мм и для обезвоживания
Рис. 187. Быстрокачающийся грохот (БКГ) с односторонним уклоном сит:
1 — опорная рама; 2— верхний и нижний коробы с ситами; з—подвески; 4— шатуп;
5 — эксцентриковый вал; в — электродвигатель; 1 — клиноременная передача,
продуктов обогащения полезных ископаемых крупных и средних
классов. Грохот состоит из рамы 1, двух качающихся коробов с си-
тами <2, подвешенных к раме на подвесках 3, и приводного меха-
низма, включающего шатуны 4, эксцентриковый вал 5, электродви-
гатель 6 и клиноременную передачу от мотора к валу.
Эксцентрики приводов верхнего и нижнего коробов повернуты
относительно друг друга на угол 180°, что обеспечивает качание
коробов в разные стороны и уравновешивание качающихся масс.
Оба короба имеют небольшой уклон в одну сторону для облегчения
движения материала. В грохотах, предназначенных для классифика-
ции кусковых материалов, применяют стальные проволочные сита
с квадратными отверстиями (размеры отверстий 6, 8, 10, 13, 25, 50,
70 и 100 мм) в зависимости от требований, предъявляемых к целе-
вым фракциям, а в грохотах для обезвоживания — латунные щеле-
видные сита (ширина щели 0,25—1,0 мм).
Производительность классификационных грохотов зависит от
размера отверстий в ситах и ориентировочно может быть принята
следующей:
256
Размер отверстия
в сите, мм .... 100 70 60 25 13 10 8 6
Максимальная про-
изводительность на
1 м2 рабочей пло-
щади сита, мз/ч . 52—62 38—50 28—31 19—25 12—15 10—12 7—10 5—7
На рис. 188 изображен двухситовой качающийся грохот (5КГ-22)
с коробами, расположенными друг под другом с небольшим уклоном
в разные стороны. Грохот состоит из рамы 7, нижнего короба с ситом
Рис. 188. Быстрокачающийся грохот с разносторонним уклоном сит:
1 — опорная рама} 2 — эксцентриковый вал; 3 — двигатель; 4 — верхний короб с ситом!
S — шатуны; 6 — опоры; 7 — нижний короб с ситом.
7, верхнего короба с ситом 4, установленного на опорах 6, и привод-
ного устройства, включающего в себя эксцентриковый вал <2, шатун 5,
двигатель 3 и клиноременную передачу от двигателя к валу. Экс-
центрики привода верхнего короба расположены под углом 180°
к эксцентрикам нижнего короба, что обусловливает их движение
в разных направлениях и обеспечивает уравновешивание кача-
ющихся масс.
Подлежащий грохочению материал поступает на сито верхнего
короба и, продвигаясь по нему, делится на две фракции: верхнюю —
крупную и нижнюю — мелкую. Верхняя фракция в конце сита отво-
дится по назначению, а нижняя собирается под ситом верхнего
короба и направляется в нижний короб. Здесь эта фракция, двигаясь
по ситу нижнего короба, снова делится на две фракции: верхнюю
и нижнюю. Таким образом, сыпучий материал делится на три класса:
верхний, средний и нижний. Крупность фракций определяется разме-
ром отверстий в ситах верхнего и нижнего коробов.
При движении материала по ситам он встряхивается, что способ-
ствует его классификации.
17 Заказ 1080
257
Производительность такого грохота зависит от размера отверстий
в сите верхнего короба и на 1 м2 рабочей площади сита ориентиро-
вочно может быть принята следующей:
Размер отверстий, мм 100 75 50 25 13 6
Производительность,
мз/ч............. 36-40 23—25 12—22 13—15 10-12 4—5
Производительность для нижнего сита принимается на 25—30%
ниже верхнего.
Рис. 189. Быстрокачающийся грохот обезвоживающий (БКГО):
1~— опорная рама; 2 — шарнирные опоры; 3 — короба с ситами; 4 — электродвигатель;
5 — эксцентриковый вал; 6 — шатуны.
На jpuc. 189 показан быстроходный качающийся грохот марки
БКГО-М2А, предназначенный для обезвоживания продуктов обо-
гащения углей и руд с крупностью кусков до 25 мм, обезвоживания
шламов и обесшламливания.
Материал, попадающий на грохот с шарнирными опорами, уста-
новленными под углом, подвергается энергичному встряхиванию,
что способствует его продвижению по ситам, лучшему перемешива-
нию и обезвоживанию.
На рис. 190 показан приводной эксцентриковый вал и его взаимо-
действие с другими узлами быстроходных грохотов.
Эксцентриковый вал 1, имеющий две пары эксцентриковых шеек,
вращается в подвешенных подшипниках 2 с помощью шкива 3.
На эксцентриковые шейки надеваются эксцентриковые втулки 4
и 5, которые с помощью дисков 6 могут поворачиваться относительно
эксцентриковых шеек и фиксироваться шпильками-фиксаторами.
Эксцентриситет шеек равен 10 мм, а эксцентриковых втулок 6 мм.
Следовательно, общий эксцентриситет вала вращения втулок может
изменяться в пределах от 4 до 16 мм.
На рис. 191 изображен уравновешенный качающийся грохот
(ГУК), предназначенный для классификации сыпучих материалов
с крупностью кусков до 100 мм, а на рис. 192 — привод этого гро-
хота.
258
Приводной механизм состоит из составного приводного вала 2,
на котором на шпонках установлены приводной шкив 2 и две кони-
ческие шестерни 3 двух эксцентриковых валов 5. На валах сидят
Рис. 190. Приводной эксцентриковый вал для Б КГ:
1 — эксцентриковый вал; 2 — подшипники вала; 3 — шкив; 4, 5 — эксцентриковые втулки;
6 — установочные диски.
Рис. 191. Грохот уравновешенный качающийся (ГУК):
1 — опорная рама; 2 — шарнирные опоры; 3 — короб с ситами; 4 — эксцентриковый вал
с редуктором; 5 — клиноременная передача; в — шатун; 7 — электродвигатель.
головки шатунов 6 двух дисков с регулируемыми дебалансами 7,
расположенными по бокам головки шатунов и конической шестерни S,
находящейся в зацеплении с конической шестерней 3. Эксцентри-
ковые валы вращаются в подшипниках 4. Подшипники 4 и 9
17*
259
закреплены в корпусах 10. Вращение вала 1 передается с помощью
шестерен 3, 8 эксцентриковым валам 5, а последние приводят в дви-
жение шатуны 6, которые связаны с коробом грохота.
Диски с дебалансами 7 устанавливаются для уравновешивания
сил инерции качающегося короба. Грохот имеет два сита, установлен-
ных в коробе друг над другом, и материал в таком грохоте делится
на три фракции: верхняя — самая крупная, средняя и нижняя —
самая мелкая.
Рис. 192. Приводной механизм ГУК:
I — приводной вал: 2 — шкив; 3, 8 — конические шестерни; 4, 9 — подшипники; 5 —
эксцентриковый вал; 6 — шатун; 7 — диски с регулируемым дебалансом; 10 — корпус.
Уравновешенные грохоты изготовляют также и для обезвожива-
ния или обесшламливания материалов (ГУКО). По своему устрой-
ству такие грохоты отличаются от описанного тем, что в коробе
устанавливается только одно сито с щелевидными отверстиями.
Для классификации крупнокусковых материалов при большой
производительности установки применяют плоский качающийся
грохот ГП-4 (рис. 193).
Опорно-подвесные шины наклонно закрепляются на опорной
раме; к верхним концам этих шин крепят два верхних короба, а к
нижним — два нижних. Все четыре короба шарнирно связаны с ры-
чагами-балансирами, а последние — с шатунами. Балансиры ка-
чаются относительно опорной рамы и приводят в движение короба;
верхние и нижние короба движутся в разные стороны.
Для обезвоживания и обесшламливания материалов применяют
плоский качающийся грохот (ГПО-4), устройство которого иден-
260
тично грохоту ГП-4. У верхней пары грохотов для приема подрешет-
чатой воды предусмотрены глухие днища с отводными штуцерами.
Питание верхней нижней пары коробов производится раздельно.
Рис» 193. Плоский качающийся грохот (ГП-4):
1 — опорная рама; 2 — опорно-подвесные шины; 3 — короба с ситами; 4 — рычаги-балан-
сиры; 5 — шатуны; 6 — эксцентриковый вал; 7 — клиноременная передача; 8 — электро-
двигатель.
Для разделения на классы влажных слеживающихся материалов,
а также для обезвоживания шламов при небольшой производитель-
ности применяют грохот Феррариса ГФ-24 (рис. 194). В результате
Рис. 194. Грохот Феррариса (ГФ-24):
1 опорная рама; 2 — эксцентриковый вал; з — клиноременная передача; 4 — пружинная
опора; з — короб с ситом; 6 — электродвигатель; 7 — шатун
наклонного положения пружинящих опор материал на сите грохота
энергично встряхивается, что способствует лучшему разделению его
на фракции, продвижению по ситу и обезвоживанию.
Технические характеристики качающихся грохотов описанных
моделей приведены в табл. 34.
261
Примечание. Грохоты, отмеченные звездочкой, намечается снять с производства.
ГП-4 ГПО-4 АГ-1 * АГ-6 * ГФ-24 оок^оо * to to > БКГО-НА * БКГ-11 * БКГ-11А * БКГО-11 * Тип
С5 !О 45» to со »-* I-»- СП ОООО 1 -Л сп сл сл сл Рабочая площадь гро-
о о м о 'о О О О -О 05 05 о ООО
сп сп сп сп сп ооооо to to to to to to сп сп сп сп сп cn оооооо 250 to to to сп сп сп ООО Максимальная круп- ность питания, мм
Ь». Г\Э М 45. 45» ГО to to to to to to to ю Число сит
Л о оООО о W о
10-25 ,25-1,0 0,35 ),5—0,65 “to- О to "to То сп сл о I сп сп сп £?| 1 1 II 1 1 н*. »-* 1-». О -о О СО O^ -Q-Q ,25-1,0 6-50 О’?? •-=- •-* goo ° о о Размер гверстий сите, мм
45»£»
45» о О СЛ СП М- - О О О Q, Q, о оо оо СП СП СП СП 45. 45. О СП СП СП О О оооооо 450 45» 45. £•» СП СП СП ООО Число качаний в минуту
СП о о со со О О О со о 1 со о 7-13 10 7-13 Пределы регулирова- ния двойного хода ко- роба (или амплитуда колебания), мм
1 1 1 1 1 45. 1 1 1 1 1 1 сп 2-4 to го го £ч Угол наклона короба, градусы
м 1-ь.-О 4S. 00 о 05 со со Потребляемая мощ-
О О СП О СП О О О О ил СП "сп ’bl сл сл
М со сп сп сп к- 51 1 1 О СО 05 Н». О о о о СО 45» to О О СП СП СП СП 45. •-* •-* СП СО СО О to -J о о о О СП *4 О сл СЛ SI 1 со со ю to Ориентиро- вочная производи- тельность, м3/ч
05 СО О 00 СП -л сп to 45» О 00-00 00 ооооо ЧС5С5 4S. СП О 45. 00 | —Л О 00 СО О 1 о о .ООО о о 6100 05 СП СП 00 -~1 О О СП ООО без электродви- гателя Mai грохо’
45. О 00 I I 05 -□ 00 1 1 to О 05 ООО —J 05 -1 СП 4>» СП СО 05 о 45. оо to ОО 45. -О О 05 оооооо 6260 05 С5 СП со о о О О СП ООО с электродви- гателем «
М 00 05 со to со сп 45» to СП-JOO^ ооооо сп сп сп сп as ^л 05 05 -Л 45. to о -О -л о -Л О о О СП о о о о 5822 сл сл сл 00 оо оо to го ю LO to to длина Га( раз:
to to to со Ю СП CO 00 СО СП О СО СО О О О £*» £* со со со to to to сп сп сп >-* со сл СП СП СП 05 СО 05 О СП о о о о 3240 to to to co to co ООО ширина Заритн меры,
О О СО О 05 -О СП СП СО СПОО^ЛСО to to to to Н». Н». СО СО со СО СП 00 сп сп сп to оо as СП О СП 05 О СП 2120 co co co to to to СЛ СЛ ООО высота g а g СО
Таблица 34. Техническая характеристика качающихся грохотов
Технологический расчет
Разделение кусковых материалов на качающихся грохотах возможно в том
случае, если частицы движутся с некоторой скоростью по ситу, т. е. обладают
относительной скоростью движения. Однако на величину этой скорости наклады-
ваются определенные ограничения. Рассмотрим движение тела по наклонному
грохоту (рис. 195) с размером отверстий d0. Обозначим относительную скорость
движения тела радиусом г по грохоту через о. Чтобы это тело провалилось через
отверстие в сите размером d0, оно должно, двигаясь из положения А, занять
положение В.
Рис. 195. Схема к рассмо-
трению условий пассева
материала на наклонном
грохоте.
За время т тело в горизонтальном направлении пройдет путь
х = (от cos а (VII,!)
а в вертикальном
y-gT2/2 (VI 1,2)
Но
x = (do — г—г tg a) cos а (VI 1,3)
y=(do — г—г tg а) sinа + г/cos а (VII,4)
Из выражений (VII,1) и (VII,3), получим
т=(й0—г — г tg а)/со (VII,5)
а из выражений (VII,2) и (VII,4)
T2 = [2(do — r~r tg a) sin аJ/g-|-2r/geos а (VII,6)
Решая совместно (VII,5) и (VII,6), получаем
g (do — г—г tg а)2/2а>2 = (do — г — г tg а) sina-l-r/cos а (VII,7)
откуда __________________________________
(о = (do—г — г tg а) Vg cos a/[(do — г — г tg а) sin2a-|-2r (VII,8)
Выражение (VII,8) связывает относительную скорость движения материала
по грохоту to, размер отверстий в сите d0, угол наклона грохота а и размер ча-
стиц г, которые могут пройти через отверстия сита. Следовательно, о = f (d0,
г, а).
Для горизонтально установленного грохота, когда а = 0, tga = 0. cos а =1,
sin 2а = 0, выражение (VII,8) принимает вид
co = (do — r)Vg/2r
(VII,9)
Чтобы частицы проходили через отверстия сита того же размера, т. е. d0 —
=2г, относительная скорость движения материала по ситу должна определяться
из неравенства
со г (1 —tg а) Vg cos а/[г (1 — tg of) sin2a-f-2r] (VII,10)
263
и в случае горизонтального грохота — из неравенства
(о -С г Vg/2r
(VII,11)
Если (о в мм/с, г в мм и g = 9810 мм/с8, то выражение (VII,10) примет вид
<о 99,3г (1 —tg а) Vcos a/[r (1 —tg а) sin 2а + 2г] (VI 1,12)
а выражения (VII ,11)
со 69,2 Г г
(VI 1,13)
Число качаний грохота, или частота вращения приводного эксцентрика.
Относительная скорость движения материала по грохоту определяется числом
качаний короба в единицу времени и эксцентриситетом приводного эксцентрика
Рис. 196. Схема к определению числа качаний грохота
Рассмотрим движение частицы т на грохоте под действием следующих сил
(рис. 196): силы тяжести G, составляющей силы S = G sin а, силы трения Т =
— Nf = f G cos а (/ — коэффициент трения между ситом и материалом) и силы
инерции Р — та = (Gfg)a.
Здесь а — угол наклона грохота. Величину этого угла выбирают из условий,
чтобы в спокойном состоянии материал не скатывался с грохота под действием
силы тяжести. Следовательно, угол а должен быть меньше угла трения между
материалом и грохотом. Ускорение, сообщаемое частице при качании грохота,
является переменной величиной
а = (лп/30)2 е cos ср (VII,14)
где п —частота вращения эксцентрика; е — эксцентриситет; (р — угол между
направлением радиуса эксцентрика ос и линией движения грохота; этот угол
меняется от 0 до 1802 и, следовательно, cos ср изменяется от +1 до —1.
При условии, когда Р + 5 >» Т (рис. 196, а), частица движется под углом,
а если Р >» s + Т (рис. 196, б), она будет двигаться вверх по грохоту. Силы
инерции Р и трения Т всегда противоположны по направлению.
Чтобы частицы двигались вниз, должно соблюдаться условие
(G/g) (лп/30)2 е cos<p-|-G sin а fG cos а (VI 1,15)
или
(лп/30)2 (е costp/g) 4-sin а / cos а (VI 1,16)
Наибольшей величины достигает сила инерции, направленная вниз по гро-
хоту. При <р = 0 cos <р = 1. В этом случае при g = л8 и е выраженном в м
п 30 V\f cos а—sina)/e (VII,17
Неравенство (VII ,17) определяет частоту вращения приводного эксцентрика
(число полных качаний грохота), при котором материал движется вниз. Однако
неограниченное увеличение числа качаний грохота может привести к тому, что
264
материал будет подниматься по грохоту вверх. Это, как указывалось выше,
может быть, если
(G/g) (лп/30)2 ecostp < fG cos a + Gsina (VII,18)
Наибольшая сила инерции, действующая вверх, будет при <р = 180^ и
C°S Приняв во внимание, что g = л8 и е в м, из выражения (VII,18) получим
частоту вращения эксцентрика, при которой материал пойдет вверх по грохоту:
п •< 30 V (J cos осsin сс)/е (VI 1,19)
Таким образом, для наклонных грохотов с углом наклона а частота вра-
щения эксцентрика, или число полных качаний грохота, лежит в пределах
30 l^(f coscc — sin а)/е п < 30 cos cc-|-sina)/e (VII,20)
Исследования плоских качающихся грохотов показали, что нормальной
частотой вращения эксцентрика для них является величина порядка
п 40 cos a — sin а)/е (VI 1,21)
Относительная скорость движения материала по грохоту (в м/с)
(0 = (en}/63,5 (VI 1,22)
При выборе этой скорости необходимо учитывать ее зависимость от размера
отверстий в сите d0, границы'раздел а материала на фракции г и угла наклона
грохота а, что выражается формулой (VII,8).
Производительность плоского грохота. Назначение грохота — выделить
из сырья целевую фракцию независимо от ее содержания в сырье. Иногда в ка-
честве производительности и принимают выход какой-либо одной фракции, но
такая оценка производительности грохота допустима только в тех случаях, если
содержание интересующей фракции в сырье относительно постоянно. Оценка
производительности грохота по этой фракции практически бесполезна.
Более удачной является оценка производительности грохота по прошед-
шей по нему массе исходного сырья в единицу времени. В данном случае грохот
рассматривается как транспортирующее устройство с одновременным разделе-
нием материала на классы. .Полнота разделения определяется равномерностью
питания (по ширине грохота и во времени), поддержанием на грохоте толщины
слоя материала, высота которого не превышает наиболее крупных частиц мате-
риала.
Масса материала (в т/ч), проходящего через грохот, пропорциональна
относительной скорости движения материала со, ширине грохота В и толщине
слоя материала d:
' Q = Ba йРнЦЗбОО (VII,23)
где В — ширина грохота, м; со — относительная скорость движения материала,
м/с; d — размер наиболее крупных кусков материала, м; pi = 0,6 — 0,7 — коэф-
фициент разрыхления движущегося материала.
Принимая во внимание относительную скорость движения материала по
грохоту (уравнение VII,22), формулу (VII,23) запишем в виде
Q = 57BdenpKp (VI 1,24)
Потребляемая грохотом мощность расходуется на сообщение движущимся
массам кинетической энергии и на преодоление сопротивления трению материала
по ситу грохота.
Кинетическая энергия движущейся массы определяется по известной фор-
муле
Е = ты2/2 = Gw2/2g (VII,25)
где G — вес движущегося материала; (о — скорость его движения.
265
Для эксцентрикового привода скорость © за один ход короба грохота
(прямой и обратный) изменяется по синусоиде от нуля до максимума и от макси-
мума до нуля
© = соэ sin ф = (лг/г/30) sin ф (VII,26)
где ©э — окружная скорость кривошипа или эксцентрика; е — радиус эксцент-
рика; п — частота вращения эксцентрика.
Угол ф поворота эксцентрика за один ход изменяется от 0 до л. При ф = О
и ф = л скорость со = 0, а при ф = л/2 скорость со достигает максимума
©тах = л<?м/30 (VI 1,27)
В первой половине хода скорость грохота возрастает от нуля до сотах. По-
движной массе материала сообщается энергия. Во второй половине хода скорость
снижается от G)max до нуля и масса материала отдает энергию. Теоретически
сумма подводимой и отводимой энергии равна нулю.
В действительности «энергия замедления» расходуется на преодоление со-
противлений в течение всего хода грохота: на трение в частях механизмов, на со-
трясение машины и ее фундамента, на преодоление сопротивления воздуха и т. п.
Кроме того, в качестве приводного механизма в плоских грохотах чаще всего
применяется эксцентрик, который является самотормозящим элементом, поэтому,
как бы ни были велики’силы по эксцентриковой тяге при уменьшении скорости
поступательно движущейся массы, привести вал во вращение они не могут.
Таким образом, с достаточной для практических целей точностью работу за один
ход можно представить в виде
^r = G©2/2g (VII,28)
и аналогично при обратном ходе грохота
A2 = G^J2g (VII,29)
Работа за один оборот эксцентрикового вала будет
^=^I3-42 = G/2g(©2+©2) (VII,30)
где G — вес подвижной массы (грохота и материала); ы, — максимальная
скорость прямого хода; со2 — максимальная скорость обратного хода.
В случае обыкновенного кривошипа или эксцентрика (ot = <о2, и тогда
4K=G©2/g (VII,31)
Выражение (VII,31) дает величину поглощаемой грохотом энергии за один
полный ход короба. Приняв во внимание формулу (VII,27), можно найти по-
требляемую мощность, в кВт, на сообщение движущейся массе кинетической
энергии:
7VK = 4Kn/900 • 60 -1000= Се2/гЗ/54 • 106 (VI 1,32)
где G в Н; е в м; п в об/мин.
Потребляемую мощность на преодоление сил сопротивления трению мате-
риала по ситу можно вычислить следующим, образом. Работа трения материала
по ситу грохота
4T = /GMWO (VI 1,33)
где / — коэффициент трения; ©0 — относительная скорость движения материала
по ситу; Gm — вес материала на сите
GM = BLdpK[t (VII,34
Здесь В, L — ширина и длина грохота соответственно; d — высота слоя
материала на грохоте, равная размеру максимальных кусков сырья; ц — коэф-
фициент разрыхления.
266
Произведение
£?£рнр,(л)о = C/3600 (VI 1,35)
представляет собой производительность грохота в Н/с.
Работа трения (в Дж/с)
Лт = /£(?/3600 (VII,36)
а потребляемая мощность на преодоление сил трения (в кВт)
Nr = Ar/1000=fLQ/3,6-106 (VII,37)
где Q — в Н, L — в м.
Формула (VII,37) получена при условии, что сила трения всегда противо-
положна движению грохота. В действительности относительное движение ма-
териала совершается частично и в сторону движения грохота. По этой причине
формула (VII,37) дает несколько завышенные результаты. Л. Б. Левенсон оце-
нивает это завышение примерно на 1/3, так что можно принять
7VT = (2/3) (/£<2/3,6-106) =/£<2/5,4-106 (VII,38)
Следует обратить внимание на то, что в соответствии с формулой (VII,38)
затрачиваемая мощность пропорциональна длине грохота £. Очевидно, чем
короче грохот, тем меньше расход энергии на преодоление трения. Но с умень-
шением длины грохота ухудшается его разделительная спссобность.
Длина грохота £ определяется продолжительностью пребывания материала
на сите до необходимого разделения на классы. Время рассева материала при
заданных условиях определяется опытным путем. Чем толще слой материала
на грохоте, тем труднее идет рассев, тем больше продолжительность процесса
разделения и тем больше длина грохота. Если толщина слоя материала на сите
мала и не превышает размера крупных частиц материала, то классификация
идет легко, и длина грохота практически не имеет значения; она должна быть
такой, чтсбы только принимать материал. Когда же толщина слоя велика по срав-
нению с размером частиц, материал приходится несколько раз встряхивать,
переворачивать по пути движения, чтобы «помочь» мелкой фракции, находящейся
в верхних слоях, достигнуть сита и пройти через его отверстия. Для этого
и нужна большая длина грохота. t
Общая мощность, потребляемая плоским качающимся грохотом, равна
N = NK4- VT — Gen/5,4 • 106 -f- jLQ/5Л • Ю6 (VI1,39)
Гирационные грохоты
Описание конструкций. Эти грохоты получили название от гира-
ционного (жирационного) привода (ГГ или ГЖ). Гирационный гро-
хот (рис. 197) состоит из опорной рамы 7, пружинящих опор 2,
короба с ситами 3 и приводного механизма, включающего эксцентри-
ковый вал 4, маховики 5 с балансирующим грузом 7 и шкив 6. Ко-
роб подвешивается на эксцентриковых шейках вала и при вращении
последнего совершает круговые колебания относительно оси вала»
Амплитуда колебаний определяется величиной эксцентриситета е.
Для уравновешивания движущейся массы короба на валу устана-
вливаются маховики с балансирующими грузами.
Гирационные грохоты изготовляют различных размеров с одним
или двумя ситами в одном коробе. На рис. 198 показан гирационный
грохот тяжелого типа (ГГТ), предназначенный для классификации
кусковых материалов крупностью кусков до 300 мм. На опорной
267
раме 1 установлены два подшипника 9, в которых вращается эксцент-
риковый вал 10. Вал проходит через подшипники, установленные
в защитной трубе короба 4 таким образом, что последний оказы-
вается подвешенным на валу. Фиксированное положение коробу
придают шарнирные опоры 5, одни концы которых связаны с коро-
бом, а другие опираются на полурессоры 2, закрепленные на опор-
ной раме.
Рис. 197. Схема гирационного грохота:
1 — опорная рама; 2 — пружинная опора; з — короб с ситами; 4 — эксцентриковый вал;
5 — маховик; 6 — шкив, 7 — балансирующий груз.
Эксцентриковый вал приводится во вращательное движение от
электродвигателя 6 через клиноременную пару 8. При вращении
эксцентрикового вала короб совершает круговые движения в вер-
тикальной плоскости (частота 600—900 об/мин). При этом материал
на сите встряхивается и рассеивается. Для лучшего продвижения
Рис. 198. Гирациовный грохот тяжелого типа (ГГТ):
1 — опорная рама; 2 — полурессоры; 3 — шарнирная рама; 4 — короб; 5 — сита; 6 — элек-
-гродвигатель; 7 — ушко для подвеса грохота; 8 — клиноременная пара; 9 — подшипники;
10 — эксцентриковый вал.
материала по ситам короб устанавливают с наклоном, угол наклона
регулируют с помощью шарнирных опор. В конструкции эксцентри-
кового вибратора предусмотрена возможность балансировки гро-
хота, который можно устанавливать на фундамент.
В грохоте модели ГГТ-82Э предусмотрен электроподогрев сит,
который применяют в тех случаях, когда в классифицируемом мате-
риале содержатся вязкие вещества, способные налипать на сита
268
и забивать их. Повышение температуры проволоки до 80—150 °C
понижает вязкость налипающей массы, она легче сбивается и увле-
Рис. 199. Гирациовный грохот (ГЖ):
1 — электродвигатель; 2 — ограждение; 3 — эксцен-
триковый вал; 4 — маховик с дебалансом; 5 —
шарнирная опора; 6 — подшипник; 7 — короб; 8 —
сито; 9 — опорная рама; 10 — ушко.
кается твердыми кусками.
Грохот с подогреваемыми
ситами меньше забивается.
В табл. 35 приведены тех-
нические характеристики
гирационных грохотов.
На рис. 199 показана
другая модель гирацион-
ного (жирационного) гро-
хота ГЖ-1 или ГЖ-2
с односитовым коробом.
Короб 7 подвешивается
на эксцентриковом валу 3
с помощью укрепленных
в его стенках подшипни-
ков. Эксцентриковый вал
вращается в подшипниках
6, установленных на опор-
ной раме 9. Он приводится
во вращение от электродвигателя 7, установленного также на опор-
ной раме. Более подробно устройство привода таких грохотов пока-
зано на рис. 200.
Рис. 200. Привод гирационного грохота:
1 короб грохота; 2 — роликовые подшипники; 3 — опорная рама; 4 — концевые под-
шипники; 5 — маховик; 6 — дебаланс; 7 — вал; 8 — шкив.
270
При вращении эксцентрикового вала короб совершает круговые
движения относительно оси вала, при этом находящийся на сите
материал разделяется на фракции. Для лучшего продвижения мате-
риала по ситу короб устанавливают с наклоном. Установку и фикси-
рование короба в нужном положении осуществляют с помощью
специальных коромысел, которые крепятся к корпусам подшипни-
ков болтами. Для уравновешивания инерционных сил, возникающих
при вибрации короба на эксцентриковом валу, с обеих сторон короба
посажены маховики с дебалансом 4 (см. рис. 199). Грохот предназна-
чен для разделения кусковых материалов на два класса. Границей
разделения служат отверстия в сите, при-
чем сито сменное.
Опорную раму грохота устанавливают
на жесткой основе или подвешивают за
ушки 10 к специальным конструкциям.
Грохоты аналогичной конструкции из-
готовляют с двумя ситами ГЖД-1, ГЖД-2
и ГЖ-9.
Рис. 201. Схема к опреде-
лению частоты вращения
эксцентрика гирационного
грохота.
Технологический расчет
При расчете грохота определяют частоту
вращения эксцентрика, размеры, производитель-
ность и потребляемую мощность.
Частота вращения эксцентрика. В гирационном грохоте каждая частица
описывает в вертикальной плоскости круговую траекторию, радиус которой
равен эксцентриситету эксцентрика е (рис. 201).
На частицу т, находящуюся на сите, действуют сила тяжести G, сила тре-
ния Т и центробежная сила
Р = т(д2/е
(VII,40)
Силу тяжести можно разложить на две составляющие: нормальную, при-
жимающую частицу к ситу
Nq = G cos а (VI 1,41)
и скатывающую Sq = G sin а. Центробежную силу также можно разложить
на нормальную, отрывающую частицу от сита или прижимающую к нему
Np = P sincp (VII,42)
и задерживающую
Sp = Pcos(p (VI 1,43)
Сила трения
T = (Nq±Np)f (VI 1,44)
Первым условием работы грохота является скольжение материала по ситу.
Для этого необходимо, чтобы скатывающие силы были больше сил трения
Sq±Sp > (Nq + Np)f (VI 1,45)
или 4
G sin а ± (Gw2/ge) cos ср > [G cos a ± (Gw2/ge) sin <p] f (VI 1,46)
Когда сито находится в I и IV квадрантах кругового вращения, Sp сумми-
руется с Sq. Скатывающая сила имеет наибольшее значение при ю = 0, так
как в этом случае Sp = Р. Во II и III квадрантах Sp вычитается из Sq. Наи-
меньшее значение скатывающая сила имеет при ср = 180°, так как в этом слу-
чае £>р максимально и направлено в противоположную сторону.
271
В I и II квадрантах Np направлена в сторону, противоположную Nq. Мини-
мальная сила прижатия материала к ситу, или минимальная сила трения, будет
при ф — 90°, так как в этом случае Np = Р и 7’min — (Nq — Р) f.
В III и IV квадрантах составляющая Np имеет то же направление, что и Nq,
т. е. суммируется с ней. Максимальной сила трения будет при ф = 270°, когда
Np = Р, а Ттах = (Nq + Р).
Рассмотрим условия скатывания материала при различных положениях
сита. При ф = 0
5p = P = Gco2/gc (VII,47)
и скатывающая сила достигает максимума, т. е.
Gsina + Gco2/ge (VI 1,48)
Сила трения возникает только под действием силы тяжести, так как Np = 0.
В этом случае
G sin / ge >> fG cos a (VII,49)
откуда
co2;>(/cosa— sina)ge (VlI,50)
или _______________
n > 30 V (/ cos a — sin a)/e =30 J^sin (ip—a)/e cos ip (VII,51)
где e — в м; ip — угол трения; n — в об/мин.
При ф = 90° имеем: S = 0 и Np — Рр. В этом случае
G sin a fG cos a — (Gto2/ge) / (VII,52)
(co2/ge) f f cos a — sin a (VII,53)
Следовательно
n >> 30 J^(/cosa — sina)//e =30 p^sin (ip — a)/e sin ip (Vll,54)
При <p = 180° имеем: Sp = P и Np = 0, но направление этой силы проти-
воположно Sq. Тогда
Gsina— Goj2/ge fG cos a (VII,55)
или
(fft/ge <Z sin a — f cos a (VII,56)
откуда
n <Z 30 V(sin a — f cos a) e =30Vsin(a — ip)/ecosip (Vll,57)
Из выражения (VII,57) ясно, что в положении грохота при ф = 180° сколь-
жение материала по ситу возможно только в том случае, если угол наклона сита
будет больше угла трения, а частота вращения эксцентрика удовлетворяет вы-
ражению (VII,57). В противном случае материал будет двигаться в обратном
направлении.
При <р = 270° сила Sp= 0, а Np = Р и имеет направление, одинаковое
с Nq. В этом случае
G sin а >> (G cos a-j-Gco2/ge) f (VII,58)
или
(a»2/ge) f <Z sin a — f cos a (VII,59)
и тогда
n<30V(sina — f cos a) fe = 30Vsin(a— ip)/csinip (VlI,60)
В положении грохота при ф = 270В 9 скольжение материала по ситу вниз
также возможно только при a >> ip.
Очевидно, если угол наклона грохота а меньше угла трения ip, а частота
вращения удовлетворяет выражениям (VII,51), (VII,54), то материал скользит
по ситу только при положении грохота в I и II квадрантах траектории движения.
272
Гирационные грохоты часто применяют для классификации мелкозерни -
стых материалов, лежащих на сите сравнительно толстым слоем, в котором зерна
пасположены в несколько ярусов. Для классификации таких материалов необ-
ходимо не только движение частиц вдоль сита, но и подбрасывание, встряхива-
ние, перемешивание.
Чтобы материал на сите подбрасывался, должно соблюдаться условие
NP>Nq (VI 1,61)
Частицы будут подбрасываться на наибольшую высоту в том случае, если
Nn = Р. Следовательно
Р G cos а < G^lge (VII,62)
откуда ______
n>>30Vcosa/e (Vll,63)
При частотах вращения, меньших, чем полученные при расчете (VII,63),
подбрасывания материала не будет, однако встряхивание останется.
Производительность и размеры грохота. Как и для других плоских гро-
хотов, производительность гирационного грохота выражается формулой (VII,23).
Длина грохота в формулу не входит, поскольку предполагается, что мате-
риал поступает на сито тонким слоем, не превышающим размеры частиц класси-
фицируемого материала. Если толщина слоя значительно превышает размер
частиц, то такой материал по мере его продвижения по ситу приходится под-
брасывать, встряхивать, переворачивать. Для этого необходимо увеличить
время пребывания материала на грохоте, т. е. длину грохота. Время пребыва-
ния материала на сите зависит прежде всего от толщины слоя материала, формы
частиц и других факторов, которые могут быть учтены только опытным путем,
так как математическому обобщению они не поддаются.
Скорость продвижения (в м/с) материала вдоль сита соо зависит от частоты
вращения эксцентрика «, его радиуса е и выражается формулой
Ыо ея/63г5
где е — в м; п — в об/мин.
Потребляемая грохотом мощность расходуется на преодоление сил трения
в приводимых эксцентриках от действия центробежных сил инерции и силы тя-
жести грохота.
Центробежная сила инерции (в Н) грохота определяется по формуле
P-.Gpn2e/900 (VII,64)
где Gr — вес грохота с материалом, Н; а — эксцентриситет, м; п — частота
вращения эксцентрика, об/мин.
Сила трения в эксцентриках (в Н)
PT-P/=(Gr»2e/900)/ (VII,65)
а работа трения (в Дж) за один оборот эксцентрика
Лт = Рт2лг (VII, 66)
где г — радиус диска эксцентрика, м.
Если частота вращения эксцентрика равна п, то расходуемая мощность
(в кВт) соответственно
7VT = Лтп/6О • ЮОО - (Gn2e//900) (2лги/6 • 10«) (VII,67)
Работа трения определяется по формуле
Aq = Grf2nr (V Ц,68)
а расходуемая мощность (в кВт) при п (в об/мин) равна
Nq = G rf2nrn/60 -1000 (VI1,69)
18 Заказ 1080 273
Суммарная потребляемая мощность определяется выражением
Лг —7VT4-7V/7 = (Gr/2nrn/6-101) ](п2е/900) 4-1] (VII,70)
С учетом к. п. д. приводного механизма формула (VII,70) примет вид
^гд = (б!ггп//955|1) [(п2е/900) 4-1] (VII,71)
Здесь Gr — в Н; г и « — в м; п —• в об/мин.
Вибрационные грохоты
Описание конструкций. Эти грохоты получили название от инер-
ционного привода (ВГ).
Рис. 202. Схема вибрационного грохота:
1 — опорнаяГрама; 2 — пружинящие опоры; з — короб с ситами; 4 — вал; 5 — дебаланс;
в — маховик; 7 — балансирующий груз; в — шкив; s — подшипник.
Вибрационные грохоты, так же как и гирационные, изготовляют
с одним, двумя и тремя ситами различных размеров, производитель-
ности и назначения. Особенностью этих грохотов является привод-
ной механизм и обязательная установка короба на пружинящих
опорах или пружинящих подвесках.
Вибрационный грохот (рис. 202) подобно гирационному состоит
из опорной рамы 1, пружинных опор или подвесок 2, короба с си-
тами вала 4 с дебалансом 5, маховика 6 с регулятором дебаланса 7,
шкива 8 и подшипников 9. Амплитуда колебания зависит от вели-
чины общего дебаланса.
На рис. 203 показано устройство вибратора к вибрационному гро-
хоту. К валу 1, проходящему через защитную гильзу 10, подвеши-
вается на подшипниках 2, заключенных в корпусе 3, короб грохота 9.
На концах вала по обе стороны короба устанавливаются маховички
с дебалансами. Сам маховичок состоит из трех элементов: корпуса 4,
сидящего на валу на шпонке диска 5, свободно вращающегося на валу,
и дебаланса 8, прикрепленного к диску.
На торцовой стороне ступицы корпуса и диска, прилегающего
к этой ступице, сделаны радиальные рифления. Прижатие с помощью
гайки 7 диска к корпусу обеспечивает их сцепление, и диск с дебалан-
сом может вращаться вместе с корпусом маховичка. Такое устрой-
ство маховичков позволяет расположить балансир 8 под любым
углом к дебалансу вала и изменять амплитуду вибрации короба
в широких пределах. С вибраторами такого типа изготовляют гро-
хоты марки ВГ.
274
На рис. 204 показан вибрационный грохот моделей ВГО-1 и ВГО-2.
Грохот состоит из короба с одним ситом 1, дебалансового вибратора
4, опорных рессор 2 и опорных стоек 3. Последние устанавливаются
Рис. 203. Вибратор вибрационных гро-
хотов ВГ и ГВРх
1 — вал с небалансом; 2 — подшипник; 3 —
корпус подшипника; 4 — корпус маховика;
5 — диск; 6 — шкив; 7 — концевая гайка;
8 — балансир; 9 — короб грохота; 10 — за-
щитная гильза.
на жесткой опоре. Такие грохоты применяют для разделения куско-
вого материала на две фракции, а также для его промывки и других
операций. Крупность кусков в исходном сырье — до 100 мм, а граница
раздела фракции определяется размером отверстий в сите.
Рис. 204. Вибрационный грохот односитовый. (ВГО):
• 1 — короб с ситом; 2 — опорная рессора; 3 — стойка; 4 — вибратор"
На рис. 205 показан вибрационный грохот моделей ВГД-1 и
ВГД-2. По конструкции эти грохоты аналогичны грохотам ВГ-1
и ВГ-2, но отличаются от последних тем, что в коробе установлено
не одно, а два сита, расположенных друг над другом, и, следова-'
тельно, эти грохоты делят материал на три фракции. Грохот ВГД-4
18*
вместо опорной рессорной пружины подвешивается к перекрытию
на пружинных опорах.
На рис. 206 показан вибрационный грохот моделей ГВР-1 и ГВР-2.
Эти грохоты представляют собой усовершенствованные грохоты
Рис. 205. Вибрационный грохот двухситовый (ВГД):
1 —[короб; 2 — верхнее и нижнее сита; з — вибратор; 4 — опорная рессора; 5 — стойка.
моделей ВГД. В них упрощены некоторые детали и унифицированы
отдельные узлы, что увеличило их надежность. Грохоты имеют те же
основные размеры и то же назначение, что и грохоты ВГД, и пол-
ностью их заменяют. Аналогичную конструкцию имеет вибрационный
Рис. 206. Грохот вибрационный рессорный (ГВР):
1 — короб; 2 — электродвигатель; 3 — клино ременная пара; 4 — рессорная опора;; 5— виб-
ратор; 6 — сита.
грохот с электрообогревом модели ВГД-2ЭК. Грохот предназначен
для классификации материалов, содержащих налипающие на сито
примеси.
В тех случаях, когда из кускового материала нужно выделить
частицы удлиненной формы и требования к нижней фракции не огра-
276
ничивают длину частиц, пользуются грохотами, в которых вместо
сит установлены колосниковые решетки, так как последние имеют
проходные отверстия с большой длиной, а общее проходное сечение
в решетке может доходить до 40—50% площади грохота, что повы-
шает общую производительность.
Рис. 207. Грохот уни-
версальный подвесной
с двумя ситами (ГУП-П):
1 — короб; 2 — сита; 3 —
установочные стяжки; 4 —
пружины; 5 — вибратор.
К числу вибрационных грохотов относят также грохоты модели
ГУП (грохот универсальный подвесной) или ГВП (грохот вибра-
ционный подвесной), хотя по характеру привода они находятся ме-
жду гирационными и вибрационными. Отличительной особенностью
этих грохотов, кроме привода, яв-
ляется то, что вместо пружинных
опор, как это предусмотрено у гро-
хотов модели ВГ или ГВР, грохот
имеет пружинные подвески, а для
сообщения коробу вибрации ис-
пользуют эксцентриково-дебаланс-
ыпй .^вибратор, устройство ко-
торого будет рассмотрено ниже.
На рис. 207 показан универ-
сальный подвесной грохот (ГУП)
с двумя ситами. Грохот состоит
из^короба 1, установленных в нем
двух сит 5, вибратора 5, пружин-
ных подвесок 4 и установочных
стяжек 3, включенных в подвески.
С помощью этих стяжек фикси-
руется наклон короба. Вибратор
устанавливается между ситами
Рис. 208. Грохот универсальный,
подвесной с тремя ситами (ГУП-Ш):
1 — короб; 2 — вибратор; 3 — устано-
вочные стяжки; 4 — пружины; 5 — сита.
или над ситами, как у грохота ГВП-1, являющегося видоизменен-
ной конструкцией* ГУП.
На рис. 208 показан универсальный подвесной грохот с тремя
ситами. На таком грохоте материал? можно разделить на четыре
фракции.
277
Грохоты ГУП предназначены для классификации кусковых мате-
риалов крупностью до 200 мм, а на грохоте ГУП-11-0 можно также
осуществлять обезвоживание материалов. Нижнее сито у этих
грохотов штампованное с щелевидными отверстиями.
На рис. 209 показано устройство эксцентриково-дебалансного
вибратора, применяемого в грохотах ГУП. Вибратор состоит из сле-
дующих основных узлов и деталей: вал с двумя эксцентриковыми
Рис. 209. Эксцентрикево-дебалансный вибратор ГУП:
1 — вал с эксцентриковыми шейками; 2 — эксцентриковая втулка; 3 — роликовый подшип-
ник; 4 — корпус подшипника; 5 — внутренний диск; 6 — балансир; 7 — внешний диск;
8 — внешний балансир; 9 — шпилька-фиксатор; 10 — шкив; 11 — гайка.
шейками 7, двух эксцентриковых втулок 2, сидящих на эксцентрико-
вых шейках вала; двух роликовых подшипников 5, посаженных на
эксцентриковые втулки и заключенных в корпусе с фланцами 4\
двух внутренних дисков 5 с балансирами 6, свободно сидящих на
валу и связанных с эксцентриковыми втулками; двух внешних
дисков 7, сидящих на шпонках и имеющих балансиры 8; двух шпи-
лек-фиксаторов 9; шкива 10 и двух концевых гаек на валу 11. Короб
грохота прикрепляется болтами к фланцам корпусов 4.
При вращении вала короб грохота начинает описывать замкнутую
кривую, близкую к эллипсу. Частота колебаний короба регулируется
с помощью эксцентриковой втулки, которая поворачивается отно-
сительно эксцентриковой шейки вала. Поворот осуществляют с по-
мощью внутренних дисков. Угол поворота фиксируют шпилькой-фик-
сатором 9. Такое устройство позволяет устанавливать суммарный
278
Таблица 36. Техническая характеристика вибрационных грохотов
Тип Рабочая площадь грохота, мм Максимальная крупность пита- ния, мм Число сит Размер отверстий в сите, мм Частота колебаний в минуту 1 О ев Угол наклона короба, градусы i Потребляемая мощность, кВт Ориентировочная производи- тельность, м’/ч Масса грохота, кг Габаритные размеры, мм
Пределы регулирования двой! го хода копоба (или амплитуг колебаний), мм
без электродвигателя с электродвигателем длина ширина высота
ВГО-1 * 3,13 100 1 6-25 1500 2,0 15-25 4,5 70—200 873 2700 1902 1080
ВГО-2 * 4,5 100 1 6-25 1300 2,4 15-25 5,5 70-200 1084 — 3200 2230 1170
ВГД-1 * 3,13 100 2 Сита смен- 1300 2,4 15—25 4,5 70—200 — 1316 3395 1970 1115
ВГД-2 ♦ 4,5 100 2 ные 1000 3,0 15-25 4,5 100-300 — 1670 3935 2220 1115
ВГД-2ЭК 5,25 100 2 1300 2,5 30 5,5 30 1796 — 4270 2135 1082
ГВР-1 3,13 100 2 25-13 1200 2,5 15-25 3,8 70 1225 — 2690 1860 1420
ГВР-2 4,5 100 2 25-13 1000 2,5 15-25 3,8 90 1478 — 3260 2110 1588
ВГД-4 0,72 100 2 25-13 475 4- -6 15-25 4,5 10-25 — 428 1894 1280 780
ГУП-1 * 3,13 100 2 25-13 1200 1- -3 5-15 3,8 70 1637 1878 2690 1957 1450
ГВП-1 3,13 100 2 80-13 1200 2,5 15-25 3,8 70 1108 — 2690 1670 1450
ГУП-11-К 5,0 150 2 50-25 900 1- -3 5-15 8,0 90 2167 — 4150 2040 2050
ГУП-11-0 5,0 150 2 25-1 900 1- -3 5-13 8,0 120 2600 — 4230 2040 1900
ГУП-111 4,38 200 3 50-25-13 , 900 1- -3 5-15 8,0 120 2395 3590 2040 2130
Примечания: 1. Буквы в типоразмере грохота обозначают: В—вибрационный; Г—грохот; О—обезвоживающий; Д—двухси-
товой; Р—рессорный; У—универсальный; П—подвесной; К—классификационный; Э—электрообогрев.
2. Грохоты, отмеченные звездочкой, намечено снять с производства. t
эксцентриситет круговых движений короба, равный 0; 1; 1,5; 2,0;
2,5; 3,1 мм.
Вес балансиров на дисках подбирают таким, чтобы возникающая
при их вращении центробежная сила уравновешивала центробежную
силу, действующую на короб грохота. Если вес короба грохота с си-
тами и материалом Gr, эксцентриситет его вращения в вертикальной
плоскости гг, вес балансира G6 и радиус его вращения гб, то
Сб^СгГг/М
В табл. 36 приведены технические характеристики вибрационных
грохотов.
I ГГ)
Технологический расчет
При расчете вибрационного грохота определяют зависимости между весом
грохота, радиусом, весом и частотой вращения дебаланса, а также между пара-
метрами грохота и потребляемой им мощ-
ностью.
Вибрация грохота возникает при на-
личии на валу дебалансового груза т
весом q (рис. 210). При вращении этого
груза на вал действует центробежная сила
р = т[й2/г= qd)2/gr « grn2/900 (VI 1,72)
Если грохот на пружинных опорах,
как это показано на рис. 208, то пружины
будут растягиваться при прохождении де-
балансом верхней полуокружности, сжи-
маться — при прохождении нижней окруж-
ности, отклоняться влево — при прохождении левой полуокружности и вправо —
при прохождении правой. Чаще всего грохот опирается на рессоры или подве-
шивается на них, что не позволяет ему отклоняться влево или вправо, и грохот
вибрирует только в направлении, перпендикулярном к плоскости сита.
Определим зависимость между весом грохота Gr и амплитудой его вибраций е,
весом вибратора q и радиусом его вращения г. Если грохот подвешен на z пру-
жинах, то на одну пружину приходится вес, равный
Рис. 210. Схема к расчету ви-
брационного грохота.
Gq^Gt/я
(VII,73)
Этот груз деформирует пружину на величину а (в м).
При масштабе пружины (в качестве масштаба выбрана сила, растягивающая
или сжимающая пружину на 1 м) к (в Н):
овяСг/гАвСо/Л
(VII,74)
Период упругого колебания массы грохота, подвешенного на пружинах,
можно найти по формуле, известной из теории упругих колебаний
тс = 2л Vm)k^2n VG0/gk = 2n Vafg (VII.75)
Период колебаний грохота от возмущающей центробежной силы вибратора
равен времени одного оборота вала вибратора, т. е.
т-СО/п (VII,76)
где п — частота вращения, об/мин.
280
Затраты энергии меньше, если собственные колебания массы грохота сов-
падают с колебаниями, вызываемыми вибратором, т. е.
тс = т (VI 1,77)
или
2л VGolgk = 60n (VI1,78)
Со/£А: = 360О/4л2п2 (VII,79)
Отсюда масштаб пружины равен
Aj = Gon2/900 = Grn2/900z (VII,80)
Величина возмущающей центробежной силы вибратора (в Н), приходящаяся
на одну пружину, составляет
Po = P/z = ffrn2/900z (VII,81)
а величина деформации сжатия или растяжения
пружины, вызываемая этой силой, соответ-
ственно равна
е=Р/к (VII,82)
или
A- = Po/e=?rn2/900ze (VII,83)
Рис. 211. Схема к опреде-
лению скорости движения
материала по ситу вибра-
ционного грохота.
Из выражений (VII,80) и (VII,83) имеем
Grn2/900z = gm2/900z<°
или
Gre=?r (Vll,84)
Выражение (VII,75) устанавливает зависимость между величинами Gr, е,
g та г. Обычно вес грохота Gr известен, а амплитуда вибрации е принимается по
опытным данным от 1 до 3 мм.
Потребляемая грохотом мощность расходуется на преодоление трения в под-
шипниках вала. Действующая на подшипники сила трения (в Н) составляет
Т = Р/=(?гп2/900)/ (VII,85)
Работа трения в (в Дж) при частоте вращения вала п (в об/мин)
A^Tndn (VI 1,86)
а потребляемая мощность (в кВт)
ТУвЛт/60- 1000 = (?гп2//900) (л dn/60.1000) (VII,87)
или
Np = qr dn3//17,2 • 10е
где д— вес дебаланса, Н; г—радиус вращения дебаланса, м; d — диаметр
подшипников, м; f — коэффициент трения вала в подшипниках (величина его
зависит от типа подшипников и смазки).
Мощность двигателя определяют, разделив результат, полученный по фор-
муле (VIII,87), на к. п. д. приводного механизма, который составляет обычно
т] = 0,8—0,9.
Другими потерями энергии в вибрационном грохоте ввиду их малости пре-
небрегают.
Производительность вибрационных грохотов точному расчету не поддается
и является величиной опытной, однако можно указать, что она пропорциональна
ширине грохота, высоте слоя материала на грохоте и скорости его движения
вдоль сита. Последняя, в свою очередь, зависит от угла наклона грохота, ча-
стоты вибрации и амплитуды колебаний сита. Ориентировочно ее можно опре-
делить следующим образом. Находящаяся на наклонном сите частица в резуль-
тате его вибрации подбрасывается на высоту, равную амплитуде вибрации,
281
т. е. 2е, а затем под действием силы тяжести падает вертикально, смещаясь вдоль
сита на величину, равную S = 2 е tg а (рис. 211). При п колебаний сита в ми-
нуту скорость движения частицы (в м/с) составляет
(0=»2е tgan/60 (VII,88)
при длине сита L время пребывания яастицы на сите (в с)
6OL/2entga (VII.89)
За это время и должен произойти рассев зернистого материала на фракции.
Если известна скорость движения материала вдоль сита и время рассева
материала при заданной толщине слоя, то для этого потребуется длина сита
L от (епт/30) tg a (VII,90)
Ориентировочно производительность грохота (в т/ч) можно определить
по формуле
Q = (VII,91)
Зная вес грохота (с материалом) и амплитуду его колебания GT и е по формуле
(VII,84) определяют значения q и г. Далее по выбранному масштабу пружины к
определяют частоты вращения вала п или по вибрационному п — значение к
(формула VII,80). По формуле (VII,87) определяют потребляемую грохотом
мощность, а по формуле (VII,91) его производительность. Формулы (VII,80),
(VII,81) и (VII,85) позволяют по заданной производительности и условиям клас-
сификации материала определить геометрические размеры грохота.
Барабанные грохоты
Описание конструкций. Барабанный грохот (рис. 212) состоит
из дырчатого вращающегося барабана 3, опорного устройства 1
и приводного механизма 4. Подлежащий фракционированию мате-
риал, поступающий через воронку 2, при вращении барабана под
действием силы трения поднимается на некоторую высоту, затем
сползает вниз. Так как барабан устанавливают с небольшим наклоном
в сторону приемного бункера 5, частицы материала, двигаясь, вниз,
собираются у выходного конца барабана. При движении и происхо-
дит разделение материала на фракции. Нижняя фракция, пройдя
через отверстия сита, собирается в бункере 6, а крупная (верхняя)
поступает в бункер 5.
Барабанные грохоты обычно собирают из отдельных сит, кото-
рые крепятся к каркасу. Если сита изогнуты по радиусу, то в собран-
ном виде они образуют цилиндрический барабан (рис. 212), плоские
сита образуют многогранный барабан (рис. 213). В технологическом
процессе оба барабана равноценны.
При разделении материала на большое число фракций исполь-
зуют барабанные грохоты с несколькими ситами, собранными кон-
центрично, как показано на рис. 214, а, или последовательно друг
за другом (рис. 214, б).
| При концентрическом расположении сит материал сначала посту-
пает |на внутреннее сито с самыми большими отверстиями. Здесь
задерживается крупная фракция, которая собирается в бункере 1.
Нижняя фракция первого сита попадает на второе и делится также
282
на две фракции, верхняя из которых выводится в бункер 2, а нижняя,
пройдя второе сито, попадает на третье, где снова делится на две
фракции, верхняя из которых поступает в бункер 3, а нижняя в
Рис. 212. Схема барабанного грохота:
1—> опорная рама; 2 — питающая воронка; 3 — барабан; 4 — приводной механизм; 5 —бун-
кер крупной фракции; в — бункер мелкой фракции.
Рис. 213. Барабанный грохот многогранный:
1 —» рама; 2 — опорные ролики; з — каркас; 4 — плоские сита; 5 » приводнойХмеханизм.
Рис. 214. Схемы многоситовых барабанных грохотов:
а —- концентрическое расположение сит; б — последовательное расположение сит.
бункер 4. При последовательном расположении сит исходный мате-
риал сначала поступает на мелкое сито, где отбирают самую мел-
кую фракцию. По мере продвижения материала вдоль грохота размер
283
отверстий в ситах увеличивается, а соответственно возрастает и
крупность отделяемых фракций.
Многоситовые грохоты с концентрическим расположением сит
по своему устройству сложнее, чем с последовательным. Они пред-
ставляют значительную трудность и в эксплуатации, так как наблю-
дение, осмотр и смена внутренних сит затруднены. Однако эти гро-
хоты компактнее грохотов с последовательным расположением сит,’
их можно применять при классификации мелкозернистых материа-
лов и устанавливать в помещениях. При классификации крупно -
Рис. 215. Барабанный грохот с фрикционным приводом
1 — опорная рама; 2 — опорные ролики; 3 — перфорированный
и последовательным
расположениемХсит:
барабан; 4 — бандажи.
и среднекусковых материалов используют грохоты с последова-
тельно установленными ситами.
На рис. 215 показан барабанный грохот с ситами, установленными
последовательно. Грохот состоит из опорной рамы 1 с опорными ро-
ликами 2 и перфорированного барабана 3 с бандажами ^. Барабан
приводится во вращение силами трения, возникающими между бан-
дажами и опорными роликами.
На рис. 216 показан грохот другой конструкции. На опорной
раме 1 устанавливают концевые подшипники 2.%В этих подшипниках
на цапфах вращается барабан 3. Одна из цапф (на рисунке дальная)
полая. Через эту цапфу производится питание грохота. Промежуточ-
ные фракции материала собираются в бункерах под барабаном. Са-
мая крупная фракция проходит через весь барабан и выводится в окна
4, расположенные на его выходном конце. Вращение барабана осуще-
ствляется с помощью пары конических шестерен.
На рис. 217 показан барабанный грохот модели ГБ-1,5. Грохот
состоит из опорной рамы 1, опорных роликов 2, установленных на
раме, ситчатого барабана 3 с опорными бандажами 4 и двигателя 5
284
с редуктором 6. Двигатель приводит в движение одну пару роликов,
а ^последние под действием сил трения вращают барабан. Барабан
устанавливают под углом к горизонту и, чтобы исключить его спол-
зание под уклон, предусматривают упорный ролик 7.
X
Рис. 216» Барабанный грохот с последовательным расположением сит п зуб-
чатым приводом:
1 —^опорная рама; 2 — концевые подшипники; з — барабан; 4 — разгрувочные окна; 5 —
приводная коническая пара.
На барабане установлены последовательно два цилиндрических
сита (става). Первый по ходу став имеет отверстия диаметром 10 мм,
а второй — диаметром 50 мм. Такой грохот делит материал на три
фракции.
Рис. 217. Барабанный грохот модели ГБ-1,5:
1 — опорная рама; 2 — опорные ролики; 3 — ситчатый барабан; 4 — опорные бандажи;
5 — двигатель; в — редуктор; 7 — упорный ролик.
Барабанные грохоты являются динамически уравновешенными
аппаратами. У них нет качающихся масс, таких, как у плоских гро-
хотов. Эта отличительная особенность позволяет устанавливать
барабанные грохоты на верхних этажах, не опасаясь возникновения
динамических нагрузок.
285
Серьезным недостатком барабанных грохотов является низкий
коэффициент, использования поверхности сит. При заполнении ба-
рабана на 15—18% его объема поверхность сит используется всего
на 20—30%.
Рис. 218. Барабанный грохот-дезинтегратор:
1 опорные рамы; 2 — опорные ролики; а — барабан; 4 — опорные бандажи; 5 — привод-
ной механизм.
После появления плоских уравновешенных грохотов барабанные
грохоты стали применять значительно реже.
На рис. 218 показан барабанный грохот-дезинтегратор модели
0-89, предназначенный для дезинтеграции и классификации кусковых
Рис. 219. Барабанный грохот-скруббер СБ-1,3:
1 — опорна рама; g — опорные ролики; з — скруббер; 4 — бандажи; з — зубчатая пара;
в — редуктор; 7 — электродвигатель; 8 — барабанный грохот.
материалов средней промываемости, т. е. таких, частицы кото-
рых слипаются из-за присутствия в материале связующих веществ
(например, глины и др.). Грохот состоит из двух опорных рам 1
с опорными роликами 2, барабана 3 с опорными бандажами 4 и при-
286
водного механизма 5, состоя-
щего из электродвигателя, кли-
ноременной и зубчатой пары.
Цилиндрическая часть барабана
грохота состоит из коротких
заглушенных по концам и пер-
форированных в середине бара-
бана ставов (обечаек). Для
разделения частиц, превратив-
шихся в комки, внутри бара-
бана устанавливают продольные
и кольцевые наборники-разры-
хлители.
Модель 0-85-аб грохота-де-
зинтегратора по конструкции
аналогична модели 0-85, но
разрыхление материала в нем
происходит в глухом ставе со
стороны загрузки. Для более
надежной дезинтеграции этот
став делают удлиненным. Вслед
за глухим ставом идут два пер-
форированных става. В^первом
из них размер отверстий
меньше, чем во втором. Таким
образом, в этом грохоте-дезин-
теграторе последовательно про-
изводится разрыхление и разде-
ление материала на три класса.
На рис. 219 показан грохот-
скруббер, предназначенный для
мокрой дезинтеграции и клас-
сификации материалов средней
промываемости. Грохот-скруб-
бер состоит из опорной рамы 7,
опорных роликов 2, установлен-
ных на этой раме, скруббера 3
с бандажами 4, грохота 8, при-
крепленного с помощью фланцев
к скрубберу, и привода, вклю-
чающего электродвигатель 7,
редуктор 6 и зубчатую пару 5.
В скруббере модели СБ-1,3
привод осуществляется с по-
мощью одного из опорных ро-
ликов.
Скруббер представляет собой
глухой барабан, футерованный
Таблица 37. Техническая характеристика барабанных грохотов Габаритные размеры, мм ВХОО1ЧЯ
внийиш
ВИИ1ГИ
Ь/ЕИ ‘ГЙГОЯ КОХЭВИ
J.4 ‘^XOXOdJ РЭЭБК
хдн ‘ икэхвх -ияи чхэонПгок
ь/еи *о8—S внокивн ЭП'лЛ iidn чхэон -чкахиПОнеиоЦп
пэАП -Bdj ‘внвдвйвд ВНОКНВН I±OJA
нии/до ‘внвдвйвд вин -atareda вхохэвь.
ии ‘хиэ gnxadaa -хо ЯхэивиЦ
Максималь- ная круп- ность пи- тания, мм
Размеры барабана, мм ВНИ1ГЙ
dxawBuir
Тип
СОЮ 00 о со О чч t— СЧ СЧ чч 2033 2033
о ю о «ООО о СЧ сч сч со со оо счсч
SflOQ 00 СЧ 00 сч Ю 00 г- 5200 3615
1 1 1 । । 3-6 3-6
_ о О Ю t-~ ю сч сч О 00 U0 00 оо г- сч ио со ио ио
Ю Ю о сч чч 7,0 7,0
UOOO vf ' оо со со
00 со со со со со 3 Й р. со ио со со 1 U0 со"
Г р о х о1 10,42 16 24,5 к р у б б f оо сч сч
с с 1Г 20 20 С СО СО
300-350 300-350 300—350 ; оо ।
с с о S1 8300 7260 оо оо ОСО го сч
о оо о о о о сч о о о ио со о со со чЧ чЧ чЧ чЧ чЧ
1Г f- 0-89 0-85-аб СБ-1,3 С-1,3
287
изнутри броневыми листами из марганцовистой стали. Со стороны
загрузки барабан закрыт плоской крышкой, в центре которой имеется
штуцер для подачи сырья. Для подпора со стороны грохота к бара-
бану крепится усеченный конус, входящий узкой горловиной
в грохот.
Подлежащий обработке материал подается в скруббер через
штуцер питания. Сюда же подается орошающая вода. Этой водой
материал разрыхляется и в виде пульпы поступает на грохот-клас-
сификатор, где происходит разделение материала на два класса.
Такие скрубберы применяют для дезинтеграции и классифика-
ции материалов главным образом в оловянной и золотодобывающей
промышленности, но они могут найти при-
менение и в химической промышленности.
Техническая характеристика грохотов при-
ведена в табл. 37.
Рис. 220. Схема к опре-
делению частоты вра-
щения барабана.
Технологический расчет
Прежде всего найдем частоту вращения бара-
бана. Для разделения сыпучего материала на классы
на барабанном грохоте нужно, чтобы он двигался
относительно сит барабанов. При этом важно, чтобы
такое относительное движение материала происхо-
дило не только вдоль барабана, но и в попереч-
ном направлении. Как указывалось выше, дви-
жение материала вдоль барабана возникает из-за
наклона барабана и сползания материала по его
внутренней поверхности после достижения материалом верхнего положения при
вращении его одновременно с барабаном.
При вращении барабана на частицу материала действуют сила тяжести q
и центробежная сила
Q-c = Q(D2/gK (VI 1,92)
Силу тяжести можно разложить на нормальную
N- qc.sa (VI 1,93)
прижимающую частицу к барабану и каса-ельную
S—q sin а (VI 1,94а)
которая стремится увлечь частицу вниз (рис. 220).
На частицу также действует сила трения
/ (VII,946)
которая стремится увлечь частицу вверх. Для обеспечения движения материала
по ситу должно соблюдаться условие
S > Т (VII,94в)
или
q sin а > (q cos а-]- q(o2/gR) f (VII,95)
где / — коэффициент трения материала по ситу, значение которого с учетом
отверстий в ситах принимается равным ~0,7.
288
Разделив обе ласти соотношения (VII,95) на q, получим:
Поскольку
то
sin а > / cos а + (aft/gR) f
со = nZ?n/30
n27?2n2/900g7? <C (sin a—/cos a)//
(VI 1,96)
(VI 1,97)
(VII,98)
Если принять л2 = g и R выразить в м, то предельную частоту вращения
барабана можно определить из условия:
п 30 /(sin а—/ cos a)/7?
(VII,99)
Рис. 221. Схема к определению производи-
тельности и геометрических размеров бара-
банного грохота:
а — движение материала в барабане; б — треуголь-
ник пройденных путей.
Подкоренное выражение — максимальная величина, если угол a = 909.
В этом случае формула (VII,99)
принимает вид:
п<ЗО//я7 (VII,100)
Опыт промышленной экс-
плуатации барабанных грохо-
тов показал, что оптимальным
является угол подъема мате-
риала a = 40°-. Поэтому по-
следнему неравенству можно
придать вид:
п^12/т? (VII,101)
С увеличением угла подъ-
ема материала процесс клас-
сификации не ускоряется, так
как материал, проходя угол
в 38—40°, попадает на почти
вертикальную стенку, и ча-
стицы через отверстия сита уже
не проходят.
Производительность и размеры. Производительность барабанного грохота
(в м3/ч) можно представить в виде произведения площади сечения слоя мате-
риала на скорость его движения вдоль оси барабана:
у=7?«о-36ОО (VII, 102)
где F — сечение слоя материала в барабане, м2; <оо — скорость движения ма-
териала вдоль барабана, м/с.
Приблизительно сечение слоя материала
Е = (2/3)6Л (VI 1,103)
где h — высота слоя материала, м; Ь — стрела сегмента, определяемая из вы-
ражения
Ь/2 = У/?2 —(/? —Л)2 = V2Rh — h? (VI1.104)
Значением А2 ввиду его малости обычно при решении технических задач
пренебрегают и тогда
Ь = 2 /2ЯЛ = 2,83 VRh (VII,105)
Скорость движения материала вдоль оси барабана определяется следующим
образом.
При вращении наклонного барабана частица материала по круговой траек-
тории из положения 1 (рис. 221) поднимается на угол а и, достигнув положения
под действием силы тяжести сползает вниз в положение 2. Отсюда частица
19 Заказ 10 80 289
вновь поднимается по круговой траектории до положения 2', затем опускается
в точку 3. Таким образом, поднимаясь и опускаясь, частица может пройти всю
длину грохота L.
При небольшом угле подъема барабана Р угол наибольшего ската частицы у
можно принять равным углу подъема Р, и тогда угол между траекторией подъема
и ската частицы будет приблизительно равен двойному углу наклона барабана,
т. е. 2 р.
Весь путь движения частицы вдоль барабана состоит из отрезков подъема
1—7', 2—2’ и т. д., представляющих дуги барабана, и отрезков 1'—2, 2'—3
и т. д., составляющих приблизительно винтовую линию с углом спуска (или
подъема), равным 2р.
Соотношение длины подъема и спуска частицы с длиной барабана L можно
представить в виде
прямоугольного треугольника, катетами которого будут
длина барабана L и суммарная высота подъема частицы,
а гипотенузой — суммарная длина спуска (см. рис. 221).
При равномерном движении пройденный частицей путь,
деленный на время, есть скорость ее движения. Так как
частица в барабане проходит пути АВ и £ за одно и то же
время, то в рассматриваемом треугольнике длину пути
можно заменить скоростью.
Обозначив скорость движения частицы по окружно-
сти барабана при подъеме через о, а скорость движения
той же частицы вдоль оси барабана через соо, можно за-
писать:
Бм
Рис. 222. Схема к
определению по-
требляемой мощ-
ности.
откуда
tg 23«я£/Л5 = соо/со = 30(Оо/л7?п (VII,1O6)
<oo — (n/?n/30) tg 2₽ (V11,107)
где R — радиус барабана, м; n — частота вращения ба-
рабана, об/мин.
Подставив значения F и соо в выражение производи-
тельности, получим
V=712ntg2₽ Vr^ (VII,108)
где р — угол наклона барабана, град; R — радиус барабана, м; h — высота
слоя материала в барабане (принимается равной примерно двум размерам наи-
больших кусков, содержащихся в материале); V — в м3/г.
В формулу производительности грохота его длина не входит. Это означает,
что поступающий на сито материал распределяется тонким слоем и ничто не
препятствует мелким частицам проходить через отверстия в ситах. Иная картина
получается, если материал лежит на сите в несколько слоев друг над другом.
Чтобы частицы из верхних слоев могли попасть на сито, материал необходимо
перемешивать, что можно достигнуть только при удлинении барабана и увели-
чении продолжительности пребывания материала на сите. Это, естественно,
приводит к увеличению расхода энергии на классификацию. Из сказанного сле-
дует, что излишнее форсирование подачи материала в грохот может привести
к ухудшению классификации.
Потребляемая грохотом мощность расходуется на подъем материала и
преодоление/трения скольжения материала при обратном движении его по ситу,
а также на преодоление трения во вращающихся частях приводного механизма.
Расход мощности на подъем материала и удержание его под углом опреде-
ляется из условия (рис. 222)
GMZ PR
(VI 1,109)
где GM — вес материала, находящегося в барабане; I — плечо действия силы;
Р —'окружная сила, вращающая барабан; R — радиус приводного венца бара-
бана, принимаемый для упрощения расчетов равным радиусу барабана.
290
Из рис. 222 следует, что
Z^'7?sina (VII,110)
Следовательно
Р = (GM/R) R sin a (VI 1,111)
а потребляемая мощность
Ар = Ры/1000—Gm Siп anRn/1000-30 (VI1,112)
Потребляемую мощность на преодоление сил трения материала по ситу
находят следующим путем.
Сила трения, возникающая между материалом и ситом, равна
T = [GMcosa+(GM<o2/g7?)]/ (VII, 113)
Поскольку окружная скорость определяется выражением (VII,97), то
Т = GM [cos а + (Яп2/900)] f (VII,114)
и расходуемая мощность
Ат = 7’лЯгг/30- 1000 = (СмЯп/9550) (cos а+Яп2/900) / (VII,115)
Суммарный расход мощности на подъем и преодоление сил трения материала,
очевидно, составляет:
N=NP+Nr = (СмЯп/9550) [(sin a +/ cos a + (Rn^/QOO) f] (VI1,116)
Учитывая, что в большинстве случаев можно принять п = 12/)^R, а — 40®
и / = 0,7, получим упрощенную формулу (в кВт)
A=0,00184GM VR (VII,117)
Расход мощности на преодоление сил трения в цапфах определяется по урав-
нению:
PR = (См + вб)/цгц (VII,118)
где Р — окружная сила на приводном венце; R — радиус приводного венца,
принимаемый, как и раньше, равным радиусу барабана; Gg — вес барабана;
/ц — коэффициент трения в цапфах; гц — радиус цапфы.
Расходуемая мощность определяется по формуле:
jVu=P(o/1000=[(GM + G6) /Ц/Я • 1000]: (лЯп/300) (VII,119)
При п 12/Кя расход мощности (в кВт) находят по формуле:
Ац=0,0012 (вц+ G6) /цГц/ Vr . (VII, 120)
Аналогично определяют расход энергии на преодоление сил трения и в слу-
чае, когда барабан опирается не на цапфы, а на опорные ролики.
Чтобы воспользоваться формулой (VII,120), необходимо знать вес барабана
и диаметр цапфы, т. е. иметь уже готовый барабанный грохот. В первом прибли-
жении этот расход можно принять равным 15—20% от расхода на подъем и пре-
одоление сил трения материала по ситу, т.-е. установочную мощность двига-
теля находить по формуле:
Ад=1,2А/т] = 0,00211GM УЯ/т) (VII,121)
В выражение расхода мощности входит вес находящегося в гро-
хоте материала GM. Этот вес тем больше, чем длиннее барабан гро-
хота. Удлинение же барабана грохота, как указывалось выше, свя-
зано с увеличением высоты слоя материала в грохоте. Чем тоньше
слой материала на сите, тем легче он разделяется на фракции, тем
меньше будет длина грохота и расход энергии на его вращение.
19* 291
РАЗДЕЛЕНИЕ ПОД ДЕЙСТВИЕМ
ГРАВИТАЦИОННО-ИНЕРЦИОННЫХ СИЛ
Теоретические основы разделения
В многотоннажных производствах и при получении особо тонких
порошков разделение последних на классы или выделение целевого
продукта осуществляется методом раздельного высаживания частиц
из несущей среды’под действием гравитационно-инерционных или
гравитационно-центробежных сил.
В качестве несущей среды при сухом измельчении чаще всего
применяют воздух, реже дымовые или инертные газы, а при мокром—
Рис. 223. Схема к рассмотрению сепарации
в барабанной мельнице.
воду.
Как указывалось выше,
уже в самом измельчи-
теле идет процесс разде-
ления материала на две
фракции. Более мелкая
фракция удаляется из из-
мельчителя, а крупная
остается в зоне и домалы-
вается. Размер наиболь-
шей частицы, которую
может вынести из зоны
измельчения газовый или
жидкостной поток, зависит от его скорости, физико-химических
свойств потока и измельчаемого материала, а также от типа
и размера измельчителя. На рис. 223 представлена схема выноса
частиц из зоны измельчения. Гидродинамический процесс внутри
барабана очень сложен и пока не по ддается точному математиче
скому описанию, но для наглядности его можно рассмотреть
в более простом варианте.
При вращении барабана мельницы частицы измельчаемого мате-
риала вместе с мелющими телами поднимаются по круговым траек-
ториям в направлении вращения барабана, затем при некотором
угле подъема продолжают двигаться дальше уже как тела, свободно
выброшенные под углом к горизонту, т. е. по параболе. Достигнув
вершины параболы, частицы начинают падать вниз. В это время
вдоль барабана мельницы с определенной скоростью движется газо-
вый поток (сухое измельчение), входящий и выходящий через полые
цапфы. Газ подхватывает падающие частицы и увлекает их к выход-
ной цапфе.
Кроме упомянутых потоков, в барабане имеются еще два: гори-
зонтальный поток поступающего в мельницу материала и поток ме-
лющих тел, которые оказывают влияние как на движение измельчен-
ных частиц, так и;на движение газа.
Учитывая характер рассматриваемой задачи, чтобы не услож-
нять рассуждений, влиянием движения мелющих тел и движением
292
массы материала вдоль мельницы в результате поступления новых
порций можно пренебречь. В таком случае барабанную мельницу
можно рассматривать как осадительную камеру, из которой должна
быть вынесена часть материала.
За длину осадительной камеры принимают длину барабана мель-
ницы 2/б, а за ее поперечное сечение — сечение полой цапфы.
При постоянной скорости газового потока размер выносимых
частиц зависит от высоты падения частиц и их пути вдоль оси ба-
рабана. Высота падения частиц в круглой камере изменяется от нуля
до диаметра цапфы, а длина их пути — от нуля до L6.
Чтобы из камеры выносился более однородный продукт, следует
при расчете принять постоянную высоту падения частицы в газовом
потоке, равную стороне квадрата, вписанного в окружность цапфы:
(VI 1,122)
Тогда для выноса частицы из точки 1 за точку 2, т. е. из мельницы,
необходимо, чтобы время падения частицы по вертикали с высоты h
было больше или равно времени ее движения по горизонтали на рас-
стояние
/г/о)в^£/сог (VII,123)
где h — высота падения частицы; сов — скорость вертикального движения ча-
стиц; сог — скорость горизонтального движения частиц, которую можно условно
принять равной скорости движения воздушного (газового) потока; L — путь
частиц в горизонтальном направлении.
Так как частица может начать свое движение к выходной цапфе
из любого места, то, очевидно, L меняется от нуля до L6.
Если падение частиц происходит в ламинарном потоке, то, пре-
небрегая удельным весом газа, скорость падения определяем по
закону Стокса
(0B =pTJ2/!8p. (VII,124)
где рт — удельный вес частиц, Н/м3} d — диаметр частицы, м; ц — вязкость
газа, Н-с-м"2.
Из выражений (VII,122)—(VII,124) следует:
[18р£)ц/ртй2 V2 L/ыг (VI 1,125)
откуда
J2 = 18р£>цсог/ртЬ = 12,7р£)ц(Ог/ртЬ (VII, 126)
Полученное выражение позволяет сделать ряд важных выводов,
относящихся к барабанным мельницам сухого помола.
1. Максимальный размер выносимых из мельниц частиц прямо
пропорционален диаметру цапфы £)ц, скорости газового потока сог
и обратно пропорционален удельному весу частиц рт и длине их го-
ризонтального пути L.
2. Поскольку путь движения частиц в горизонтальном напра-
влении изменяется от нуля до длины барабана мельницы, то это
изменение обусловливает разброс размеров частиц, выносимых из
мельницы.
293
Аналогичные выводы распространяются на большинство приме-
няемых измельчителей непрерывного действия. Разумеется, эти вы-
воды справедливы и для всех измельчителей периодического дейст-
вия.
Для более четкого разделения сыпучих материалов на фракции
применяют специальные сепараторы-классификаторы.
Принцип гравитационно-инерционного разделения сыпучих ма-
териалов на фракции состоит в следующем.
Любая частица, которая входит с потоком газа или жидкости
в сепаратор (рис. 224), находится под действием двух главных сил —
горизонтальной, вызванной давлением движущегося потока на ча-
Рис. 224. Схема к рассмотрению
принципа гравитационно-инерцион-
ной сепарации.
стицу, и вертикальной, т. е. силы
тяжести. Под действием этих сил
частицы движутся в горизонталь-
ном направлении со скоростью cor,
в вертикальном — сов. Траекто-
рией движения частиц в этом слу-
чае будет парабола.
В тех случаях, когда скорость
носителя в сепараторе <ог постоян-
на, скорость движения частицы
вдоль сепаратора можно принять
также постоянной и тогда
h/G)B = l/(i)r
При осаждении частиц в ламинарном потоке, как указано выше
<ов —(Рт~Рс)/18р.
где рт — удельный вес частиц; рс — удельный вес среды.
Тогда дальность полета частицы от места ее входа в сепаратор
/ = 18сог/гр/(рт — рс) d2 (VII,127)
Так как сог, h, р, рт и рс — величины постоянные, то Z = к!d2,
т. е. дальность полета частицы обратно пропорциональна квадрату
ее диаметра. Чем крупнее частицы, тем меньше дальность их полета,
тем ближе от места входа они выпадут из потока. Если, например,
самая крупная частица выпадает на расстоянии от входа, а самая
мелкая — на расстоянии Z2, то на участке 1г — выпадут все ча-
стицы, имеющие размеры от с/2 до d^. Чем больше h, тем больше Z2 — 1\
и тем более четко произойдет разделение материала на классы.
Очевидно, если готовым продуктом будут частицы размером
минус cZo, то отбор этой фракции следует начинать на расстоянии
Zo = k/d*.
Если же в качестве готового продукта должны быть фракции
в пределах плюс и минус d2, то их следует отбирать на отрезке
Z2 — Zx, где Zx = k/dl и Z2 = k/dz.
В тех случаях, когда носитель при входе в сепаратор теряет свою
скорость или меняет направление движения, твердые частицы^про-
294
Cjrpc и сила
Рис. 225. Оса-
ждение частицы
в вязкой среде.
должают двигаться по инерции. Хотя в данном случае гидродинами-
ческая картина и будет сложнее описанной выше, конечный же ре-
зультат разделения частиц по крупности останется практически
тем же.
Скорость осаждения частиц в вязкой среде зависит от размера,
удельного веса, формы и состояния поверхности частицы, а также
от вязкости и удельного веса среды, в которой происходит осаждение.
В общем виде эта зависимость устанавливается следующим путем.
В вязкой среде (рис. 225) на частицу действуют: сила тяжести q =
= c1Z3pT, выталкивающая, или архимедова, сила А
трения
T = c2l2[i (ды/дп)
где I — линейный размер частицы: сг и с2 — объемный и
линейный коэффициенты формы; рт и рс — удельные веса
частицы и среды; р. — вязкость среды; d<o]dn — производ-
ная скорости ^движения среды по нормали к поверхности
частицы
Равнодействующую всех указанных сил можно
представить в виде произведения веса частицы на
ее ускорение
<? = (с1гзрт/^)(йсо/йт) (VII,128)
где со — скорость движения частицы.
Сложив все силы, получим:
сх23 (рт«рс)_c2Z2p, (5co/9n) = (cJ3pT/g)|(jcO/t/x) (VII,129)
Формула (VII, 129) есть дифференциальное ура-
внение движения частицы в вязкой среде. Анали-
тически оно не решается и поэтому из него нельзя найти ско-
рость осаждения частицы. Для решения этой задачи уравнение
(VII, 129) представляют в безразмерной (критериальной) форме и
прибегают к 'опыту.
Если все члены выражения (VII,129) разделить на его правую
часть, то оно примет вид:
(g dx/dfO) [(РтвРс)/Рт]“(^2/с1) <)а> дт/рт/ дп d(o) —1]»0 (VII,130)
Умножив все члены выражения на безразмерную величину Ут/ус,
получим из второго члена уравнения критерий Рейнольдса:
(•2/С1) (gpcoT/pTlnco) (рт/рс) = ф£р/1сорс==ф (1/Re) (VII,131)
Здесь п!х = со; cjc-^ — коэффициент, зависящий от формы частицы.
Умножая первый член уравнения (VII,130) на Re2 и Z/Z, получаем
критерий Архимеда:
(&т/ю) [(Рт —Рс)/рт] (рт/Рс) Re (Z/Z) = («3Pc/gp2) (Рт~ Рс)Я
= (£Z3/V2) [(pT-pc)/pc] = Ar (VII,132)
Методами теории подобия дифференциальное уравнение (VII,129)
приводится к критериальной форме:
Re = а (ф Аг)™
(VII,133)
295
Опытным путем определены значения а и п в зависимости от ре-
жима течения потока:
при ламинарном режиме (Re < 1,85 или грАг << 33)
Re—(1/18) гр Аг«=О,О56грАг (VII,134)
при переходном режиме (1,85 <Re <<500 или 33 <грАг <1
<5 83-103)
Re = 0,152 (грАг)о.пб (VII,135)
при турбулентном режиме (Re > 500 или грАг > 83 • 103)
Re= 1,74 (грАг) °15 (VII,136)
Коэффициент формы гр для различных частиц имеет следующие
значения:
Форма частицы .... Шар Куб Цилиндр Диск (7г = 0,1г)
(/г=Юг)
гр...................... 1 0,806 0,690 0,320
Коэффициент формы данной частицы представляет собой отно-
шение поверхности шара 5Ш, имеющего такой же объем, что и ча-
стица неправильной формы, к действительной поверхности частицы 5:
гр—5ш/5
(VII,137)
Например, для куба с ребром а коэффициент формы подсчиты-
вается так: объем куба равен а3, его поверхность S = 6а2. Соответ-
ствующий объему этого куба шар имеет радиус г = ayf 3/4л и по-
верхность
3 /
5ш = 4лг2 = 4ла2 У (3/4л)2
Отсюда для куба
гр = 5ш/5 = 4ла2 V (3/4л)2 /6а2 ^0,81
Аналогично подсчитываются коэффициенты формы для частиц
любой формы.
При ламинарном движении частиц сферической формы (гр = 1)
формула (VII, 134) принимает вид:
Re =(1/18) Аг (VI 1,138)
откуда
со — d2 (рт»рв)/18р
Определение скорости осаждения частицы в вязкой среде сво-
дится к следующему.
1. Определяют коэффициент формы частицы по формуле (VII,137).
2. По формуле (VII, 132) находят значение критерия Архимеда.
При этом вместо геометрического размера I подставляют эквивалент-
ную величину частицы, определяемую из выражения
Jid3/6 = g/pT
(VII,139)
где д — вес частицы; pv — удельный вес частицы.
296
3. Находят произведение фАг и определяют режим движения по-
тока.
4. В зависимости от режима движения по одной из формул
(VII,134)—(VI 1,136)^вычисляют значение Re.
5. По найденному значению Re определяют скорость осаждения
coeeRe £ц/с/эРс
В развернутом виде формулу (VII,133) можно представить сле-
дующим образом:
йэсорс/^ = а [(Ч'Рс^э^Н2) (Рт — Рс)]” (VII,140)
Из нее следует: а) по размеру — крупные частицы оседают быст-
рее мелких; б) по удельному весу — частицы с большим удельным
весом оседают, быстрее частиц, имеющих меньший удельный вес,
при одинаковых размерах последних; в) по форме — чем ближе
форма частиц к шарообразной, тем быстрее они оседают.
Разделение сыпучих fматериалов под действием гравитационно-
инерционных сил производят в специальных сепараторах. К их
числу относят газовые и’жидкостные осадители и гидравлические
классификаторы.
Отстойные газоходы
Простейшим сепаратором гравитационно-инерционного типа яв-
ляется отстойный газоход (рис. 226). Вынесенный газом из мельницы
измельченный материал поступает через штуцер 3 в камеру. Так как
Рис. 226. Отстойный газоход:
1 — ячейковый выгружатель; 2 — сборник
фракций; з — штуцер питания; 4 — корпус
газохода; 5 — направляющие перегородки;
в — выходной штуцер.
скорость газового потока в камере уменьшается и из-за перегородок 5
меняется направление потока, твердые частицы начинают выделяться
из потока под действием гравитационных и инерционных сил. В пер-
вом по направлению потока сборнике будут осаждаться самые круп-
ные частицы, во втором — более мелкие, а самая тонкая фракция
будет выноситься потоком через штуцер 6 и ее можно будет в даль-
нейшем отделить от газа в специальных аппаратах — фильтрах, ци-
клЬнах и т. п.
Таким образом, описанный сепаратор обеспечивает деление мате-
риала на три фракции, однако его можно применять и для разделе-
ния на две или другое число фракций. Материал из сборников перио-
дически или непрерывно удаляется с помощью выгружателя 1.
297
Многосекционные классификаторы
Многосекционный классификатор, или сепаратор, применяется
и для разделения на фракции частиц, находящихся в жидкой среде
(рис. 227).
Классификатор состоит из корпуса 5, расширяющегося по ходу
потока, конических сборников 3 для различных классов материала,
затворов 1 для вывода материала, мешалок 2 для предотвращения
чрезмерного уплотнения оседающей в конусе фракции, вводного
штуцера 4, порога 7, выводного штуцера 8 и приводного устройства
для мешалок 6.
Классификатор предназначен для разделения частиц на классы
по крупности и удельным весам.
Рис. 227. Многосекционный классификатор:
1 — ячейковый выгружатель; г — мешалка; 3 — конический сборник фракции; 4 — шту-
цер питания; 5 — корпус классификатора; 6 — привод мешалок; 7 — порог; 3 — выходной
штуцер.
Поступившая в классификатор суспензия постепенно теряет
скорость в направлении выходного штуцера. В первом сборнике осе-
дает самая крупная или тяжелая фракция, а в каждом последующем—
все более мелкие фракции.
В зависимости от ведения процесса самая мелкая фракция отде-
ляется в последнем сборнике или выносится потоком через штуцер 8
и отделяется от жидкого носителя в специальном устройстве.
Стандартный секционный гидравлический классификатор модели
О-80А имеет следующую техническую характеристику:
Число секций в классификаторе .......................... 4
Размеры корпуса, мм
наименьшая ширина I секции.........................620
наибольшая ширина IV секции.......................1500
длина всех секций ............................... 3000
Частота вращения мешалок, об/мин ......................1,2
Электродвигатель
мощность, кВт .....................................1,7
частота вращения, об/мин..........................1420
Габаритные размеры, мм
ширина............................................1752
длина............................................ 3662
высота ........................................... 2874
Масса классификатора без электродвигателя, кг......... 2000
Производительность классификатора при крупности частиц
исходного материала от 1,651 до 0,208мм (10—65 меш), т/ч 15—25
298
В классификаторах этого типа материал можно разделить на
число фракций, равное числу секций плюс единица, т. е. с учетом
фракции, идущей в слив.
Конусные классификаторы
В промышленности широко применяются также гидравлические
конусные классификаторы, устройство которых показано на рис. 228.
Подлежащий разделению материал
в виде пульпы подается в приемную
воронку 5 и через диафрагму 6 по-
ступает в конус — корпус класси-
фикатора 1. Здесь твердые частицы
под действием силы тяжести делятся
на две фракции. Мелкая фракция
поднимается восходящим потоком
жидкости вверх, проходя через по-
рог 4, попадает в карманы 2, откуда
через желоб 3 отводится по назначе-
нию. Крупная фракция оседает на
дно конуса и непрерывно (или перио-
дически) под напором столба пульпы
отводится через нижний штуцер 9
и сифонную трубу 8. При засоре-
нии выходного патрубка последний
промывается струей воды через пред-
усмотренный для этой цели шту-
цер 10.
Изменяя высоту сифонной трубы,
можно регулировать скорость вы-
вода из классификатора и плотность
пульпы крупной фракции. Чем выше
сифонная труба, тем меньше напор,
—с —
—D----
Питание
Рис. 228. Беспоплавковый ко-
нусный классификатор:
1 —"корпус классификатора; 2 —
приемный карман; з — сливной же-
лоб; 4 — сливной порог; 6 — прием-
ная воронка; 0 — диафрагма; 7 —
наконечник; 8 — сифонная труба;
9 — отводной штуцер; 710 — штуцер
для промывки
под действием которого выходит
крупная фракция, тем меньше скорость ее выхода, тем большее
время она находится в классификаторе и лучше отделяется от
жидкого носителя. Однако нельзя чрезмерно поднимать сифон-
ную трубу. Может оказаться, что пульпа в нижней части ко-
нуса станет настолько плотной, а напор столба пульпы настолько
малым, что может образоваться «козел», т. е. забьется выходной шту-
цер, выход крупной фракции прекратится и нижнюю часть конуса
придется пробивать и чистить.
В описанном выше коническом классификаторе из-за малого
напора, под действием которого выходит снизу крупная фракция,
нельзя получить эту фракцию в достаточно концентрированном виде.
Она должна обладать необходимой текучестью, чтобы под малым
напором выходить из нижнего штуцера, т. е. ее необходимо разба-
вить жидким носителем, а затем подвергать дополнительной обра-
ботке.
299
В тех случаях, когда содержание крупной фракции мало, приме-
няют конические классификаторы автоматического действия. Уст-
ройство одного из них показано на рис. 229, а, а общий вид — на
рис. 229, б. Подлежащий классификации материал в виде пульпы
подается в приемную трубу 9 и через диафрагму 14 в разделяющий
конус, где и происходит разделение твердых частиц на фракции.
Мелкая фракция выносится восходящим потоком жидкости в карман
12 и выходит через лоток 13. Крупная фракция опускается и нака-
пливается на дне конуса.
Рис. 229. Конический классификатор автоматического действия (ККП):
а — разрез; б — общий вид; 1 — коромысло; 2 — .шаровой клапан; 3 — штанга; 4 — пру-
*жина; 5 — конус; 6 — отводной рычаг; 7 — груз; 8 — шток поплавка; 9 — приемная
труба; 10 — направляющая поплавка; 11 — поплавок; 12 — приемный карман; 13 — лоток
(отводной желоб); 14 — диафрагма
Таблица 38. Техническая характеристика конусных
классификаторов автоматического действия
Тип Производи- тельность , т/ ч Максималь- ная круп- ность частиц в исходном материале, мм Диаметр слив- ного порога, мм Площадь коль- цевого сечения, м2 Масса аппара- та, кг Габарит ные размеры, мм
длина ширина I высота
ККП-1 1,6—4 1,6 1000 0,6 190 1,480 1270 1582
ККП-1,5 3,6—9 1,6 1500 1,45 230 2005 1880 2065
ККП-1,8 5-12,5 1,6 1800 2,0 950 2708 2324 2880
ККП-2,4 9—22 1,6 2400 2,85 1570 3350 3000 3326
ККШ-2,4 4,5-11 0,29 2400 4,52 800 3210 2830 2900
300
По мере накопления крупной фракции в конусе уровень пульпы
в цилиндре 10 поднимается, а пульпа давит на клапан 11. Последний
через шток 8 поворачивает рычаг 6 относительно оси, нажимает на
штангу 3, отклоняет вниз коромысло 1, освобождает шаровой кла-
пан 2 и входное отверстие для крупной фракции. Таким путем ко-
нус освобождается от крупной фракции. Сила прижатия клапана
регулируется пружиной 4, а подъемная сила поплавка — передвиж-
ным грузом 7.
Описанный классификатор при-
меняется для выделения из пульпы
«песков», т. е. сравнительно крупных
и тяжелых частиц. В случае необхо
димости выделения из пульпы ча-
стиц небольших размеров и удель-
ного веса, мало отличающегося от
удельного веса жидкости, применяют
классификаторы с нижним поплав-
ком, чувствительным к изменению
удельного веса пульпы.
В классификаторе этого типа, по-
казанного на рис. 230, поплавок 13
в низу конуса поднимается при уве-
личении удельного веса шлама.
Шкала, расположенная с правой
стороны классификатора, показы-
вает изменение удельного веса пульпы
по высоте аппарата. Изменяя ско-
рость подачи пульпы в классифика-
тор, можно регулировать крупность
получаемых фракций. Механизм уп-
равления шаровых клапанов такой
же, как и в предыдущем случае.
В табл. 38 приведены техниче-
Рис. 230. Конический классифи-
катор с нижним поплавком (К КШ):
1 — коромысло; 2 — шаровой клапан;
3 — штанга; 4 — пружина; 5 — ко-
нус; 6 — отводной рычаг; 7 — груз;
8 — шток поплавка; 9 — приемная
воронка; 10 — диафрагма; 11 — при-
емный карман; 12 — отводной же-
лоб; 13 — поплавок.
ские характеристики гидравлических конусных классификаторов.
Для разделения на классы материалов, взвешенных в жидкости,
часто применяют отстойные классификаторы с механическим выво-
дом крупной фракции из зоны разделения. К этим классификаторам
относятся реечные, чашевые и спиральные, или шнековые.
Реечно -чашевые классификаторы
Реечный (гребковый) классификатор (рис. 231) состоит из наклон-
но установленного прямоугольного корыта 18, рамы с гребками 16
и подъемно-приводного механизма рамы 1—15, сообщающего греб-
кам поступательно-возвратное движение вдоль дна корыта и в вер-
тикальном направлении.
Принцип работы такого классификатора состоит в следующем.
Материал, подлежащий классификации, в виде пульпы подается
301
в приемный лоток 20, из которого переливается в корыто 18. Крупные
частицы оседают на дно корыта, гребками постепенно передвигаются
вверх по наклонному дну и сбрасываются через открытый торец
корыта. Мелкие частицы, продолжая оставаться в жидкости во взве-
шенном состоянии, восходящими потоками выносятся в сливной ло-
ток 19, из^которого^направляются по назначению.
Рама с гребками с помощью подвесок 1 подвешивается на колено 3
и коромыслоJ10, вращающихся относительно осей 2 и 11. Колено
и коромысло связаны|друг с другом штангой. Нижнее плечо коро-
мысла оканчивается роликом 9. На приводном валу 13 посажены
Рис. 231. Реечный классификатор:
1 — подвеска; 2, 11 — оси; з — колено; 4 — червячный сектор; 5 — червяк; б~— рукоятка;
7 — штанга; 8 — шатун; 9 — ролик; 10 — коромысло; 12 — приводное колесо; 18 — при-
водной вал; 14 — кулачок; 15 — кривошип; 16 — гребковая рама; 17 — сливной штуцер;
18 — корыто; 19 — сливной лоток; 20 — приемный лоток.
приводное колесо 12, эксцентриковый кулачок 14 и кривошип 15,
с помощью которого через шатун 8 гребковой раме сообщается воз-
вратно-поступательное движение вдоль дна корыта. Когда гребки
должны продвигать крупные частицы к выходному торцу корыта,
рама опущена. При обратном движении рамы эксцентриковый кула-
чок нажимает на ролик коромысла 10, нижнее плечо коромысла
отклоняется влево а верхнее, отклоняясь вправо, увлекает тягой
колено 3. Таким образом, коромысло и колено, поворачиваясь од-
новременно по часовой стрелке, поднимают раму с гребками. Чет-
кость классификации частично можно регулировать подъемом или
опусканием сливного лотка 19 и изменением подачи исходного
сырья в корыто.
При вынужденной остановке гребковой рамы гребки могут быть
завалены плотным слоем осевших крупных частиц, и пуск класси-
фикатора без очистки корыта может привести к поломке гребков
или механизма.
Для предотвращения заиливания гребков в классификаторе пре-
дусматривается механизм подъема рамы, который состоит из червяч-
ного сектора 4, жестко связанного через ось 2 с коленом 3, червяка 5
и рукоятки к червяку 6,
302
Подъем рамы осуществляется поворотом червячного сектора,
а следовательно, колена и коромысла по часовой стрелке.
При длительной остановке классификатора находящаяся в корыте
пульпа спускается через штуцер 17.
В табл. 39 приведены технические характеристики реечных
классификаторов отечественного производства.
Реечно-чашевый классификатор (рис. 232) состоит из чашевого
отстойника А и реечного классификатора Б.
Рис. 232. Реечно-чашевый классификатор:
1 — подвеска; 2, 11, 18 — оси; з, ю — колена; 4 — червячный сектор; 5 — червяк; в —
ручка червяка; 7 — штанга; 8 — шатун; 9 — ролик; 12 — шкив; 14 — кулачок; 15 — кри-
вошип; 1в — гребковая рама; 27 — корыто; 18 — сливной штуцер; 19 — шибер; 20 — шла-
мовый штуцер; 21 — чаша; 22 — штуцер для слива; 28 — карман; 24 — гребки; 25 — вал
гребков; 26 — тарелка.
Отличительной особенностью такого классификатора по сравне-
нию' с обычными реечными являются увеличенные периметр слива
и зеркало осаждения частиц. Поэтому он применяется в тех случаях,
Таблица 39. Техническая характеристика реечных классификаторов
Тип Производитель- ность по материа- лу с р=2,7 т/м» при тонине частиц в сливе 0,074 мм, т/ч Число гребковых рам. Число ходов гребковых рам в минуту Размеры корыта, мм Угол наклона, градусы Характе- ристика электродви- гателя Масса классификатора, кг 1 Габаритные размеры, мм
ширина длина ширина диаметр высота
мощность, кВт 'частота враще- ния, об/мин
по сливу по пескам
087 4,0 16,0 1 16-21 1400 5500 10—15 4,4 950 3 800 2800 5500 1500
092 5,0 20,5 1 16—21 1800 7200 10—15 4,5 950 6 200 3644 7200 1550
050 6,8 27,5 2 16—30 2400 8500 10—15 7,0 970 10 600 3530 8500 2285
059 8,5 34,0 2 16—30 3000 8500 10—15 10,0 970 11 300 4130 8500 2265
303
когда производительность по сливу должна быть высокой, а про-
дукт в сливе однородный с частицами размерами менее 50—60 мм.
Материал, подлежащий разделению, подается в чашевый отстой-
ник на. тарелку 26 и переливается в чашу 21, в которой и происходит
разделение частиц на два класса. Крупные частицы оседают на ко-
ническое дно отстойника, специальными гребками 24, сидящими
на приводном валу 25, они сдвигаются к центру дна и через выходной
штуцер 20 поступают в корыто реечного классификатора (о процессе
отделения в реечном классификаторе см. выше). Мелкие частицы
потоками жидкости выносятся в кольцевой карман 23 чашевого от-
стойника и направляются для дальнейшей обработки через штуцер 22.
Сечение выходного штуцера 20 можно изменять с помощью шибера
19, в результате меняется и плотность пульпы, поступающей в рееч-
ный классификатор.
Как в реечном, так и в реечно-чашевом классификаторе с увели-
чением угла наклона а корыта классификатора влажность песка,
выносимого из классификатора, уменьшается.
В табл. 40 приведены технические характеристики реечно-ча-
шевых классификаторов.
Таблица 40. Техническая характеристика реечно-чашевых
классификаторов
Номер класси- фикатора Основые размеры классификатора, мм Производи- тельность по материалу с р=2,8 т/м* при тонине частиц в сли- ве не более 0,075 мм, т/ч Установочная мощность для привода, кВт Число реек в классификаторе Угол наклона корыта, градусы Масса классифика- тора, т
ширина реечной части общая длина диаметр чаши реечного механизма чаши
по сливу по пескам
1 700 7 200 2400 3,0 9,6 2,52 1,10 1 10,5 4,5
2 1400 8 500 3600 6,5 18,2 4,42 1,84 2 10,5 9,0
3 2400 9 500 4500 10,5 30,5 8,10 2,94 2 10,5 17,0
4 3600 10 500 6000 18,0 48,2 14,72 4,42 4 10,5 30,0
5 5400 10 500 7000 21,6 81,6 18,40 4,42 4 10,5 37,0
Спиральные классификаторы
Спиральные классификаторы (рис. 233) получили широкое рас-
пространение для классификации материалов, измельчаемых в ба-
рабанных мельницах мокрым способом. Классификатор состоит
из корыта 3 с полукруглым дном, спирали (шнека) 7, привода спи-
рали 8 и механизма подъема спирали 5.
Материал, подлежащий разделению, поступает в приемный ло-
ток 6, из которого переходит в корыто 3. Под действием гравита-
ционных сил материал делится на два класса. Крупные, более
304
20 Заказ 1080
Таблица 41. Техническая характеристика односпиральных классификаторов с погружной спиралью (см. рис. 231)
Тип Размеры корыта, мм Диаметр спирали, мм Частота вращения спирали, об/мин Угол наклона корыта, градусы Производительность по материалу с р=27 кН/м3 при тонине частиц в сливе 0,074 мм, т/сут Мощность электро- двигателя, кВт Частота вра- щения двига- теля, об/мин Масса класси- фикатора, кг
длина ширина
по сливу по пескам
М574-1 8 400 1370 1200 4,56-9,22 15 120 1140-2305 1Л 1 со 470-950 9 520
М575-1 10 100 1500 3,4-6,85 15 367 1550-3120 4,5-7,0 475-960 16 966
М576-1 13 000 Переменная 2000 2,59-5,24 15 320 2590-5240 6,5-10,0 475-960 27 035
Таблица 42. Техническая характеристика односпиральных классификаторов с непогружной спиралью
Тип - Длина корыта, мм - Диаметр спирали, мм । • Частота вращения спи- рали, об/мин L _ с Угол наклона корыта, градусы Производительность по материалу с р = 27 кН/м* Мощность электродвига- теля для спирали, кВт Частота вращения электродвигателя, об/мин Масса классификатора без электродвигателя, кг Габаритные размеры, мм
при тони- не частиц в сливе 0,8 мм при тонине частиц в сливе 0,15 мм при тони- не частиц в сливе 0,078 мм
длина ширина высота
по сливу по пескам по сливу по пескам по сливу по пескам
1-КС-30 3000 300 5,4-25 14-18 24 75 « 14 51 6 25 1,0 930 750 3 890 773 843
1-КС-50 4500 500 12,0 14-18 54 170 31 117 13 54 1,0 930 1 470 5 430 934 1275
1-КС-75 5500 750 2,4-9,9 14—18 118 295 68 200 31 100 2,8 930 2 900 6 730 1077 1575
1-КС-100 6500 1000 1,6-7,6 14—18 190 465 110 325 50 160 7,0 1440 3 870 7 816 1620 1934
М391-26 6500 1000 5-7 12 ! но 650-950 — — 4,5 950 7 660 8 200 1375 3750
М-353-48 6500 1200 5-7 12 —— 155 1150—1600 — — 4,5 950 8110 8 200 1585 3858
М-396-40 8230 1500 2,5—6 16 «— — 240 1100-2700 7,0 980 12 960 10 440 2135 4640
М501-1 8400 2000 3,1-6,1 3,5 17 — 400 2500-4000 —— 7-14 735-1460 18 520 11 100 2630 5800
М-416-19 9185 2400 17 — — 580 6200 — — 10 980 23130 11 375 3000 6100
Тип Размеры корыта, мм Диаметр спирали, мм Частота вращения спирали, об/мин Угол наклона корыта, градусы П роизво дительность с р = 27 кН/ма7
при тонине частиц в сливе 0,148 мм
длина ширина
по сливу по пескам
М-399-85 8 400 2600 1200 5-7 15 310 2 300—3 280
М404-54 8 230 3200 1500 2,5—6 16 480 2 200—5 400
М375-1 8 400 4240 2000 3,1—6,1 18 800 5 000—8 000
М374-86 9 200 5050 2400 2,5—5,2 17 1100 9 000—18 500
М554-1 12 800 6300 3000 1,5—3 18 1780 10 900—22 000
М567-1 10 100 Пе- ре- 1500 3,4—6,85 18 — —
М563-1 13 000 мен- 2000 2,5—5 18 — —
М374-36 14 000 ная 2400 2—4 18 — —
тяжелые частицы опускаются на дно корыта и вращающейся спиралью
выводятся через штуцер 10. Мелкие частицы выносятся потоком
жидкости в карман 4, откуда через слив отводятся на дальнейшую
переработку. Для освобождения корыта от пульпы предусмотрен
штуцер 2.
Рис. 233. Спиральный классификатор с погружной спиралью:
1 — рама; 2 — спускной штуцер; 3 — корыто; 4 — карман с желобом для слива; 5 — ме-
ханизм подъема спирали; 6 — приемный лоток; 7 — спираль; 8 — привод спирали; 9 — ось
поворота спирали; 10 — штуцер слива крупной фракции.
Спиральные классификаторы по сравнению с реечными менее
чувствительны к заиливанию и поэтому более надежны в эксплуата-
ции.
При остановке классификатора спираль с помощью механизма 5
приподнимается, а при спуске опускается. Осевший на дно ил вы-
носится спиралью к штуцеру 10.
С увеличением угла наклона корыта содержание влаги в песках
уменьшается.
306
Таблица 43. Техническая характеристика двухспиральных классификаторов
по материалу т/сут Мощность электро- двигателя для спи- рали, кВт Частота вращения электродвигателя, об/мин Масса классификатора без электродвигателя, кг Габаритные размеры, мм
при тонине частиц в сливе 0,074 мм
длина ширина высота
по сливу по пескам
367 640 892 3000—6000 5000—10000 7000—14000 7 14 14-28 14—28 28—40 6,5—10 12,5—20 18—28 980 980 735—1460 735—1460 730—1470 475—960 480—970 485—975 18 310 23 440 33 760 40 510 61 400 30 820 48 580 57 600 10 170 10 550 10 925 11 395 15 000 3154 3552 4648 5440 6600 5520 Спираль 4640 непогруж- 4590 пая 4800 7100 — Спираль — погружная
Применяют два типа спиральных классификаторов: с незатоплен-
ным и затопленным нижним концом спирали. Затопление нижнего
конца достигается тем, что борта нижней части корыта и сливной
порог делают выше спирали.
Классификаторы с незатопленной спиралью используют пре-
имущественно для грубого деления материала на классы, когда в слив
уходят частицы крупностью до 0,15 мм.
В классификаторах с затопленной спиралью в сливе имеются ча-
стицы размером до 0,074 мм. В этих классификаторах пульпа над
спиралью находится в более спокойном состоянии. Зеркало осажде-
ния и периметр слива по сравнению с классификатором с неза-
топленной спиралью увеличены и потому их производительность
по сливу больше.
Классификаторы изготовляют одно- и двухспиральными. Техни-
ческие характеристики классификаторов приведены в табл. 41—43.
РАЗДЕЛЕНИЕ ПОД ДЕЙСТВИЕМ
ГРАВИТАЦИОННО-ЦЕНТРОБЕЖНЫХ СИЛ
Принципы и теория разделения
Принцип центробежно-гравитационного разделения сыпучих ма-
териалов основан на том, что при вращении материалов вместе
с несущей средой или без нее более крупные частицы, обладая боль-
шей центробежной силой, перемещаются в радиальном направлении
ж периферии, вытесняя к центру более мелкие частицы. Простейшим
сепаратором этого типа является циклон (рис. 234). Носитель (газ
или жидкость), содержащий твердые (или жидкие) частицы, через
20*
307
штуцер 2, тангенциально вводимый в корпус 7, приобретает враща-
тельное движение. В таком потоке на частицу т действуют три глав-
ные силы: тяжести #т, которая увлекает частицу вниз, центробежная
сила qc, выталкивающая частицу в радиальном направлении, и сила
давления потока дб, заставляющая частицу двигаться по окружно-
сти. Траекторией такого сложного движения частицы является
спираль, расходящаяся к низу циклона. Достигнув стенки аппарата,
частицы под действием силы тяжести будут дви-
гаться по коническому дну к выводному шту-
церу 4.
Мелкие частицы, не успевшие достигнуть
стенки аппарата, вместе с носителем будут
продвигаться к штуцеру 3. При этом на кру-
том повороте у входа в штуцер выносится самая
мелкая фракция. В рассматриваемом аппарате
материал делится на две фракции: нижнюю
и верхнюю, но, как будет показано ниже, та-
ким способом можно разделить материал на
большее число фракций. Собственно разделе-
ние сыпучего материала на фракции в центро-
бежно-гравитационных сепараторах происходит
под действием центробежных сил. Гравитаци-
онные силы выводят крупную фракцию из се-
парационной зоны, что обеспечивает непре-
рывность процесса.
Величину центробежной силы, действующей
на частицу, можно определить по известному
выражению:
9с=9т«2/(^) (VII,141)
где дт — вес частицы; со — окружная скорость; g —
ускорение силы тяжести; R — радиус вращения ча-
стицы.
Рис. 234. Схема ци-
клона-сепаратора :
1 — корпус; 2 — вход-
ной штуцер; з — выход-
ной штуцер; 4 — штуцер
для отвода крупной
фракции.
Отношение центробежной силы, действующей на частицу, к ее
весу (силе тяжести) носит название центробежного фактора, или
фактора разделения. Он показывает, во сколько раз центробежная
сила больше силы тяжести частицы. Центробежный фактор
/e = 9c/9T = <o2/(gH) (VI 1.142)
Из этого соотношения видно, что с увеличением скорости враще-
ния частицы фактор разделения возрастает, а с увеличением ра-
диуса — уменьшается. Окружная скорость движения сообщается
частице по-разному. В одном случае она возникает в результате из-
менения скорости линейного движения потока на окружное, как это
происходит в циклоне. Здесь окружная скорость движения частицы
равна скорости в линейном потоке. В другом случае окружная ско-
рость сообщается частице вращающимся сепаратором. Ее можно
выразить через радиус вращения частицы и частоту вращения сепа-
ратора в минуту по формуле (III,34).
308
Для такого сепаратора центробежный фактор определяется по
формуле:
/c = jl2/?2n2/(900g7?) = 7?п2/900 (¥11,143)
Из формул (VII,142) и (VII,143) следует, что для сепараторов
типа «циклон» с увеличением радиуса аппарата центробежный фак-
тор уменьшается, следовательно, уменьшается и разделительная
способность сепаратора. Для повышения разделительной способ-
ности сепаратора следует увеличивать скорость частиц в прямоли-
нейном потоке, либо уменьшать радиус вращения частиц.
В сепараторах, где окружная скорость движения сообщается ча-
стицам вращающимся аппаратом, центробежный фактор растет с уве-
личением радиуса вращения. Однако эффективнее увеличивать
частоту вращения аппарата и уменьшать радиус вращения частиц,
что приводит к уменьшению размеров аппарата, а следовательно,
и к сокращению эксплуатационных расходов.
В технике разделения сыпучих материалов на фракции приме-
няют различные типы гравитационно-центробежных сепараторов,
простейшим из которых, как указывалось выше, является циклон.
Однако циклон используют чаще не для сепарации, а для отделения
частиц из несущего потока. Устройство сепараторов несколько слож-
нее циклона. Гравитационно-центробежные сепараторы можно
условно разделить на два класса: воздушно-проходные и воздушно-
заикяутые.
Воздушно-проходные сепараторы
На рис. 235 показан воздушно-проходной сепаратор. Он состоит
из корпуса 5, внутреннего конуса — циклона 4, направляющих
поворотных створок 5, механизма управления створками 6, броневого
наконечника S, штуцеров 9, 1, 7 и сборника 2. Пылевоздушная смесь
поступает в сепаратор через штуцер 9. В корпусе 3 скорость потока
резко уменьшается, и наиболее крупные частицы выпадают в сбор-
ник 2. Поднимаясь вверх, поток через створки 5 попадает в циклон 4.
Проходя створку, он приобретает вращательное движение. Под дей-
ствием центробежных сил в циклоне из потока также выделяются бо-
лее крупные частицы, которые выпадают в вершину конуса и выво-
дятся через наконечник 8. Самые мелкие частицы уходят с потоком
газа через выводной штуцер 7 на дальнейшую обработку, чаще всего
в циклонах или фильтрах.
В воздушно-проходном сепараторе можно разделить материал
на три фракции: крупную, выходящую через штуцер 7, среднюю —
через штуцер 8 и мелкую — через штуцер 7. В описанном сепара-
торе средняя фракция смешивается с крупной, однако при необ-
ходимости ее легко собрать отдельно. Для этого штуцер 8 необходимо
вывести из корпуса 3. Граница раздела фракции регулируется сте-
пенью открытия створок, т. е. входной скоростью потока в циклон.
Такие сепараторы не поддаются строгому расчету. Многолетняя
практика эксплуатации и многочисленные исследования этих
309
сепараторов привели к установлению зависимости между размерами
отдельных элементов сепаратора (рис. 236). Основным конструктив-
ным размером сепаратора, определяющим все остальные, является
его диаметр. Последний зависит от производительности сепаратора
и размера частиц готового продукта. Выбор диаметра сепаратора про-
изводится в зависимости от напряженности его объема по газу-но-
сителю:
A-o = F/Vc
проходящего через сепаратор;
где V — объем газа,
Рис. 235. Воздушно-проход-
ной сепаратор:
1 — штуцер для отвода крупной
фракции; 2 — сборник; 3—кор-
пус сепаратора; 4 — внутрен-
ний конус; 5 — направляющие
створки; 6 — механизм управ-
ления створками; 7 — штуцер
для «вывода мелкой фракции;
8 — броневой наконечник; s —
штуцер питания.
Рис. 236. Относительные
размеры воздушно-проход-
ных сепараторов.
(VI 1,144)
Vc — объем сепаратора.
В зависимости от границы раздела фракций рекомендуются сле-
дующие значения напряженности объема сепаратора:
Rqo, %
ко, м3/м3
4—6
ео2000
6—15
со2500
15—28 28—40
со3500 ео4500
Объем сепаратора определяют по формуле Vc = V/ko.
Зная объем сепаратора, по графику (рис. 237) находят его диаметр,
а по диаметру, пользуясь рис. 236, — все остальные размеры.
В табл. 44 приведены размеры сепараторов, рекомендуемые нормами
расчета и проектирования пылеприготовительных установок.
Таблица 44. Размеры рекомендуемых сепараторов
№ сепаратора Диаметр, мм Объем сепаратора, м3
сепаратора патрубков
1 1900 350 400 — 2,4
2 2250 500 600 — 4,2
3 2500 600 750 — 5,5
4 2850 700 850 1000 8,4
5 3000 800 950 1150 10,0
6 3420 800 950 1150 14,3
7 4000 950 1100 1140 22,0
310
Промышленность выпускает сепараторы № 3, 4, 6 и 7 с диамет
ром патрубков 650, 750, 900 и 1050 мм. При этом d = dBK.
В теплоэнергетической промышленности описанный выше сепа-
ратор ЦКТИ подвергся значительной реконструкции. Из трех об-
разцов реконструированного сепаратора диаметром 2850 мм наибо-
лее эффективной оказалась модель, приведенная на рис. 238.
В этом сепараторе была существенно изменена нижняя часть внеш
него конуса. Верхняя коническая часть внешнего конуса (а) перехо
дит в цилиндрическую (б) и
заканчивается конусом (в). На-
против цилиндрической части
внешнего конуса на внутреннем
конусе расположен цилиндри-
ческий вытеснитель 5. Таким
образом, сепарационный путь
во внешнем конусе удлиняется.
Общий вид реконструирован-
ного сепаратора и примерные
соотношения размеров отдель-
ных его элементов показаны на
рис. 238. Такая реконструкция
сепаратора позволила снизить
удельный расход энергии при
измельчении углей на 15—20%.
На рис. 239 показан сепа-
ратор с отбойными лопастями
на вертикальном валу. Основ-
ными элементами такого сепа-
Рис. 237. График зависимости диаметра
воздушно-проходного сепаратора от
его объема.
ратора являются корпус 1, цен-
тральный вал 2, на котором
установлены колеса 4 с пово-
ротными лопастями 3, привод-
ной вал 6, опорно-распределительный конус 7, вводной и выводной
штуцера 5 и 8. Пылевоздушная смесь поступает сплошным потоком
через штуцер 8 и разбивается на кольцеобразный поток распре-
делительным конусом 7. Поднимаясь вверх и попадая между вра-
щающимися лопастями, поток приобретает вращательное движение
и выходит через выводной штуцер 5.
Выпадение из потока крупных частиц материала начинается
сразу же, как только поток поступает в сепаратор, так как скорость
потока снижается. Когда поток начинает вращаться, частицы ока-
зываются в поле центробежных сил. Наиболее крупные частицы
быстро достигают корпуса сепаратора, по стенке возвращаются
в штуцер 8 и далее на доизмельчение в мельницу. Мелкие частицы
выносятся потоком через штуцер 5 и направляются на выделение
или дальнейшую обработку.
Кроме центробежных сил, возникающих при вращении потока,
на частицы также действуют удары вращающихся лопастей, сообщая
311
им касательное движение, что усиливает разделительную способность
сепаратора. Изучение работы таких сепараторов позволило устано-
вить следующую зависимость:
Т] 5= 2.32 : 104x0.285 ReO,685 Ga°’71 (рг/Рт • 103)-1.6 (dT/r)0,25 (VI 1,146)
где 7? — остаток на сите с шириной отверстия d7, %; А и п — постоянные вели-
чины для каждого материала, определяемые опытным путем (для тяжелого
шпата А = 7,4-10? и п = 0,425; для мумии при х = 1,1 А = 108 и п = 0,188);
Re — критерий Рейнольдса для газа; х — начальная концентрация тонкой
фракции, кг твердого вещества на кг воздуха; у — начальная концентрация
грубой фракции, кг твердого вещества на кг воздуха; dT — геометрический раз-
мер частиц, выделяемых из потока, м; г — радиус ротора, м; т] — степень извле-
чения тонкой фракции (зерна размером <dT)5 % от количества тонкой фракции,
поступающей в сепаратор; рт — плотность твердых частиц, кг/м3, рг — плот-
ность воздуха, кг/м3.
Рис. 238. Реконструированная модель воздушно-проходного сепаратора:
1 — штуцер входа пылегазовой смеси; 2 — штуцер для вывода крупной фракции; з — шту-
цер для вывода средней фракции; 4 — корпус сепаратора; 5 — цилиндр-вытеснитель; 6 —
внутренний конус циклона; 7 — направляющие створки; 8 — механизм управления створ-
ками; 9 — штуцер для вывода тонкой фракции.
Рис. 239. Конический сепаратор с отбойными лопастями:
1 — корпус; 2 — центральный вал; 3 — поворотные лопасти; 4 — колеса; 5 — штуцер для
вывода тонкой фракции; 6 — приводной вал; 7 — опорно-распределительный конус; 8 —
штуцер для возврата крупной фракции.
Критерий Галилея, учитывающий ускорение центробежной силы:
-Gay=amnr3/v^ (VII,147)
где аЛоп—центробежное ускорение лопастей, равное содоп/г = 0,011-гп2, м/с2;
со — окружная скорость лопастей при радиусе, равном г, м/с; у — вязкость
воздуха, м2/с.
Остаток R на сите с отверстиями dT и степень извлечения тонкой
фракции зависят от размеров сепаратора, скорости вращения ро-
312
тора, скорости движения потока в сепараторе и физико-механиче-
ских параметров твердого вещества и газа-носителя. С увеличением
диаметра ротора и скорости его вращения растет значение критерия
Галилея и, следовательно, уменьшается остаток на сите с размером
отверстий dT, т. е. уменьшается содержание крупных частиц в тонкой
фракции. С увеличением скорости газового потока возрастает зна-
чение критерия Re и, следовательно, уве-
личивается крупная фракция в продукте.
По формулам (VII,145) и (VII,146), зная
R и т), можно выбрать подходящие зна-
чения диаметра сепаратора, скоростей
вращения ротора и движения потока
в сепараторе. Если в роторе сепаратора
имеются поворотные лопасти, как в паро-
вых и гидравлических турбинах, то раз-
делительную способность сепаратора мож-
но дополнительно регулировать поворо-
том лопастей.
На рис. 240 изображена другая кон-
струкция сепаратора с отбойными лопа-
стями на вертикальном валу. Сепаратор
состоит из корпуса 2, воронки возврата!,
газоприемника 7, внутреннего цилиндра
Рис. 240. Цилиндрический
сепаратор с отбойными ло-
пастями:
5 со сквозными поперечными прорезями
для лопастей, прикрепленного к корпусу
скобами 11, вала 4 с посаженными на него
лопастями 6 и опор вала 3 и 9. Вал приво-
дится в движение электродвигателем 8
через клиноременную передачу. В нижней
части сепаратора расположены трубы для
подсоса воздуха 12, штуцер 14 для ввода
пылегазовой смеси и установочные винты
13 для фиксирования штуцера 14 при
его перемещении в осевом направлении.
В верхней части сепаратора предусмотрен
1 — воронка возврата; 2—кор-
пус; з — опорно-распределитель-
ный конус; 4 — вал; 5 — ци-
линдр со сквозными кольцевы-
ми прорезями; б — лопасти;
7 — газоприемник; 8 — элек-
тродвигатель; 9 — верхняя опо-
ра вала; 10 — штуцер для вы-
вода тонкой фракции; 11 — ско-
бы крепления; 12 — труба под-
соса; 13 — установочные винты’,
14 — входной штуцер.
штуцер 10 для отвода газового потока с мелкой фракцией материала.
Подлежащий фракционированию материал вносится с газовым по-
током в сепаратор через вводной штуцер 14. В сепарационной зоне
благодаря распределительному конусу 3 поток приобретает тру-
бообразную форму, а затем, попав в зону вращающихся лопастей,
начинает вращаться.
Таким образом, частицы материала оказываются в поле центро-
бежных сил. Более крупные частицы быстрее достигают стенок
корпуса и, потеряв скорость при ударе, опускаются вниз. Отбрасы-
вание крупных частиц к корпусу сепаратора происходит в резуль-
тате вращения потока и лопастей. Крупные частицы выбрасываются
лопастями в кольцевые прорези внутреннего цилиндра и попадают
в кольцевое пространство между цилиндром и корпусом сепаратора.
313
Здесь они спокойно опускаются в воронку возврата 7, из которой
идут на доизмелъчение. Граница раздела частиц и четкость фракцио-
нирования регулируются скоростью вращения лопастей. Сепараторы
обладают высокой разделительной способностью и применяются для
выделения из помола частиц, размер которых составляет несколько
микрометров.
На рис. 241 показан сепаратор с отбойными лопастями, располо-
женными на горизонтальном валу. Сепаратор состоит из корпуса 7,
горизонтального приводного вала 2, ротора с лопастями 3, выход-
Рис. 241. Сепаратор с горизонтальным валом:
1 — корпус; 2 — вал; 3 — лопасти; 4 — верхний штуцер; 5 — выходной патрубок; 6 —
входной патрубок.
Рис. 242. Сепаратор с барабанно-ситовым отбойником:
1 — корпус; 2 — ситовой барабан; з — выходной штуцер; 4 — ось барабана; 5 — редуктор
привода; 6 — приводный вал; 7 — входной штуцер.
него и входного патрубков 5, 6. Такие сепараторы устанавливают
непосредственно над помольной камерой. Измельченный в помоль-
ной камере материал поднимается воздушным потоком через патру-
бок 6 в сепаратор. Чтобы попасть в выходной патрубок 5, поток про-
ходит через вращающийся ротор, в котором поток и частицы приоб-
ретают вращательное движение. Центробежными силами и под дей-
ствием удара лопастей крупные частицы отбрасываются к корпусу
сепаратора и по стенкам опускаются снова в помольную камеру.
Поток с оставшейся в ней мелкой целевой фракцией материала
выходит через патрубок 5 и направляется на дальнейшую обработку.
В другом варианте использования сепаратора несущий поток вво-
дится в зону сепарации через патрубок 4. Мелкая фракция выво-
дится через патрубок 5, а крупная через патрубок 6 (через ячейко-
вый затвор). Разделительная способность таких сепараторов зависит
от окружной скорости ротора (т. е. диаметра и частоты вращения)
и скорости потока в сепараторе. Результаты испытаний сепаратора
с диаметром ротора 200 мм при разделении продуктов измельчения
314
Таблица 45. Результаты испытаний сепаратора
с горизонтальными отбойными молотками
Показатели Номер опыта
1 2 3 4 5 6 7
Объемная скорость воздуха в сена- 140 155 178 204 204 204 204
раторе, м3/с Окружная скорость ротора сепара- 10,5 10,5 10,5 10,5 11,5 13,1 14,7
тора, м/с Общий выход продукта за сепарато- 1,31 2,02 3,64 4,77 3,83 3,34 2,82
ром, условные единицы за едини- цу времени Содержание в продукте фракции, % (масс.) —0,15 мм 87 80 73 64 68,5 81,5 88
—0,12 мм 73 70 64 50 54 69 80
сополимера стирола (в качестве носителя применялся воздух при
12 °C) приведены в табл. 45.
Условия работы измельчителя во всех опытах оставались постоян-
ными. Результаты испытаний показывают, что увеличение скорости
потока в сепараторе приводит к увеличению содержания в продукте
крупных фракций, при увеличении окружной скорости ротора со-
держание крупной фракции в продукте резко уменьшается.
На рис. 242 показан сепаратор с барабанно-ситовым отбойником.
Сепаратор состоит из корпуса 1, барабанно-ситового отбойника 2,
посаженного на ось 4, и приводного механизма 5, 6. Корпус имеет
входной 7 и выходной 3 штуцера.
Пылевоздушная смесь из измельчителя поступает через штуцер 7
в сепаратор, где силами трения вращающегося барабана приводится
во вращательное движение. Частицы материала оказываются в поле
центробежных сил. Наиболее крупные частицы отбрасываются цент-
робежными силами к стенкам сепаратора, теряют здесь скорость
и опускаются снова в мельницу на доизмельчение. Частицы, которые
продолжают двигаться к выходному штуцеру 5, ударяются о враща-
ющийся ситчатый барабан. Крупные частицы отбрасываются ситами
к стенкам сепаратора и также попадают в штуцер 7.
Через сита барабана вместе с газовым потоком проходят только
мелкие частицы, которые и выводятся через штуцер 3. Принцип
работы сепаратора таков, что при более высоких окружных скоро-
стях вращения барабана и мелких отверстиях в ситах можно полу-
чить более тонкую фракцию материала в готовом продукте. С другой
стороны, при более высоких объемных скоростях газового потока
через сита барабана пройдут более крупные частицы, т. е. целевой
продукт будет крупнее.
Барабанно-ситовые сепараторы обычно работают в комплекте
с катково-тарельчатыми . измельчителями (мельница Леше) и
315
Таблица 46. Техническая характеристика сепараторов
с барабанно-ситовыми отбойниками
Тип Размеры сепаратора, мм Мощность двигателя, кВт Частота вращения, об/мин Масса сепаратора, кг Диаметр тарелки катково-тарельча- того измельчителя, мм 1 Производительность по материалу, т/ч
диаметр высота двига- теля барабанно- ситового отбойника
Н/В-11 1200 900 3,0 1500 600—800 520, 650 0,3—1,7
Н/В-14 1430 1480 4,0 1500 500—700 1090 900 3,0—5,5
Н/В-21 2200 1835 4,0 1500 400—600 2570 1250 7,0—12,0
устанавливаются над зоной измельчения, как показано на рис. 81.
Обычно объемная скорость воздуха определяется производительно-
стью измельчителя, а также удельным весом и крупностью готового
продукта. Следовательно, производительность сепаратора по газо-
вому потоку является заданной величиной. Чтобы обеспечить выделе-
ние нужной фракции из газового потока, необходимо подобрать соот-
ветствующие размеры сепаратора и задаться скоростью вращения
барабана. Кроме того, у проектировщика имеется возможность за-
мены отбойных сит.
В табл. 46 приведены технические характеристики выпускаемых
сепараторов.
Регулируя скорость вращения барабанно-ситового отбойника,
можно получить целевой продукт практически любой тонины по-
мола. Сепаратор непригоден для разделения мягких материалов,
так как эти материалы забивают сито и процесс сепарации может
быстро прекратиться. Описанный сепаратор может иметь боковой
привод, как показано на рис. 241, или верхний. Число концентрич-
ных сит бывает от 2 до 3 в зависимости от диаметра сепаратора.
Воздушно-замкнутые сепараторы
На рис. 243 показан воздушно-замкнутый сепаратор. В отличие
от ранее описанных воздушно-проходных рассматриваемый сепара-
тор имеет собственный вентилятор, создающий внутри сепаратора
циркуляцию воздуха. Сыпучий материал, подлежащий разделению
на фракции, подается через воронку 6 и попадает на разбрасыва-
тель 11, который через ось 9 приводится во вращательное движение.
Частицы материала под действием центробежных сил разбрасываются
внутри конуса 2. На оси 9 укреплен вентилятор 10, создающий внут-
ри сепаратора циркуляцию газа. Поднимаясь внутри конуса 2, газ
подхватывает мелкие частицы и выносит их в кольцевое простран-
ство между корпусом 1 и конусом 2. Здесь скорость частиц снижается,
они опускаются на дно корпуса 1 и выводятся через штуцер 13.
316
Крупные частицы выпадают внутри конуса 2 и выводятся через шту-
цер 12.
Размер частиц, попадающих в корпус 1, зависит главным образом
от Скорости движения газового потока внутри корпуса; эта скорость,
в свою очередь, зависит от частоты вращения вентилятора и поло-
жения направляющих лопастей 3. Обычно частота вращения венти-
лятора постоянна, так как вентилятор сидит на одной оси с раз-
брасывателем, а если менять частоту вращения разбрасывателя, то
Рис. 243. Воздушно-проходной сепаратор:
1 — корпус; 2 — внутренний конус; 3 — направ-
ляющие лопасти; 4 — подвеска внутреннего ко-
нуса; 5 — опорная конструкция; 6 — питающая
воронка; 7 — редуктор; 3 — приводной вал; 9 —
ось вентилятора и разбрасывателя; 10 — венти-
лятор; 11 — разбрасыватель; 12 — штуцер для
крупной фракции; 13 — штуцер для отвода мел-
кой фракции.
будет изменяться и скорость движения частиц в радиальном напра-
влении, что усложнит регулирование работы сепаратора.
Изменение скорости газового потока осуществляется поворотом
направляющих лопастей, т. е. изменением проходного сечения для
газа. При закрытых лопастях в зависимости от их конструкции
скорость газового потока может опускаться до нуля. В этом случае,
конечно, никакой сепарации материала не будет. Весь материал
останется в конусе 2 и выйдет через'штуцер 12. По мере открытия
лопастей скорость потока будет возрастать и соответственно будет
возрастать крупность фракции, выносимой в корпус 1. Если воздуш-
но-проходные сепараторы применяют преимущественно в цикле с из-
мельчителем, то воздушно-замкнутый сепаратор можно применять
также и как самостоятельный аппарат для фракционирования и обес-
пыливания сыпучих материалов.
ГЛАВА VIII
ИЗВЛЕЧЕНИЕ ЦЕЛЕВОЙ ФРАКЦИИ
ИЗ НЕСУЩЕГО ПОТОКА
При тонком измельчении материалов целевой продукт из класси-
фикаторов отводится в виде водной суспензии (при мокром) или в виде
пылегазовой смеси (при сухом измельчении). Часто этот продукт
идет на дальнейшую обработку в том виде, в каком он выходит
из классификаторов, но обычно продукт необходимо выделить в виде
пасты или сухого порошка. Для этой цели применяют осадители
и фильтры различных типов.
Осадители, как и классификаторы, по принципу работы можно
разделить на гравитационно-инерционные и гравитационно-центро-
бежные. К числу первых относятся сгустители для суспензий,
пылеосадительные камеры и электроосадители; ко вторым — ци-
клоны.
СГУСТИТЕЛИ (ОСАДИТЕЛИ) ДЛЯ СУСПЕНЗИЙ
Наиболее распространенный сгуститель для суспензий показан
на рис. 244. Сгуститель состоит из корпуса 1 со штуцером 12 для
вывода шлама, желоба 4 со штуцером 10 для отвода осветленной
жидкости, приемной чаши для суспензии и вала 9 с гребками 2.
Суспензия, подлежащая уплотнению, подается в приемную чашу
3, откуда переливается через борта в корпус сгустителя. Поток сус-
пензии движется в радиальном направлении. В процессе такого
движения твердые частицы, находясь под действием инерционных
и гравитационных сил, движутся по параболе и опускаются на ко-
ническое дно корпуса 1. Уплотненный слой из частиц твердого мате-
риала и жидкости, образующийся на дне отстойника, непрерывно
продвигается вращающимися гребками к центру днища и выводится
через штуцер 12 и трубу 11 к шламовому насосу.
В целях экономии производственных площадей иногда применяют
двух- и трехъярусные осадители. На рис. 245 показан двухъярусный
осадитель. Корпус 1 такого осадителя разделен перегородкой на
два яруса. Оба яруса имеют гребки 2 и 12, сидящие на одном валу 11.
Вал приводится во вращательное движение с помощью привода 10.
Привод вала 9 позволяет ему вместе с гребками подниматься, чтобы
предотвратить заиливание гребков при прекращении работы отстой-
ника. Подлежащая обработке суспензия поступает через штуцер 5
в распределительный короб 4, из которого по желобу 6 направляется
318
в верхний ярус и по желобу 3 в нижний. В верхнем ярусе осветленная
жидкость поступает в сливной желоб 13 и далее через штуцер 14
в приемник 15. .
Уплотненная суспензия (шлам) гребками 12 продвигается к цент-
ру днища и через центральное отверстие спускается в нижний ярус
и далее к выходному штуцеру 19. Суспензия, поступившая в нижний
ярус, так же как и в верхнем, расслаивается. Шлам продвигается
гребками 2 к штуцеру 19, соединяется со шламом верхнего яруса
и откачивается насосом через трубу 18. Осветленная жидкость через
Рис. 244. Одноярусный сгуститель непрерывного действия:
1 — корпус; 2 — гребки; з — приемная чаша; 4 — желоб осветленной жидкости; 5 — желоб
подачи суспензии; 6 — опорная ферма; 7 — привод гребкового вала; 8 — привод подъема
вала; 9 — гребковый вал; 10 — штуцер для отвода осветленной жидкости; и — шламовая
труба; 12 — штуцер для вывода шлама.
Рис. 245. Двухъярусный сгуститель непрерывного действия:
1 — корпус; 2 — гребки нижнего яруса; 3 — желоб питания нижнего яруса; 4 — распре-
делительный короб; 5 — штуцер подачи суспензии; 6 — желоб питания верхнего яруса;
7 — приемная чаша; 8 — опорная ферма; 9 — привод подъема вала; 10 — привод вращения
вала; 11 — вал; 12 — гребки верхнего яруса; 13 — желоб для слива; 14 — штуцер слива
верхнего яруса; 15 — сборник слива; 16 — труба слива нижнего яруса; 17 — штуцер общего
слива; 18 — труба для отвода шлама; 19 — штуцер для отвода шлама; 20 — днище первого
яруса.
отводную трубу 16 выдавливается в сборник 15 и через штуцер 17
уходит по назначению.
Возможны и другие схемы совместной работы двухъярусных от-
стойников. Так, например, можно подавать суспензию только в верх-
ний ярус или отводить шлам из каждого яруса отдельно. Однако
наиболее целесообразной оказалась схема работы двухъярусного
отстойника, показанная на рис. 245.
В табл. 47 приведены технические характеристики отстойников.
На рис. 246 показан осадитель с периферическим приводом.
Отличительной особенностью этих аппаратов является то, что греб-
ковые фермы приводятся во вращение не с помощью червячной пары,
как у отстойников с центральным приводом, а с помощью ведущей
тележки 5. Двигаясь по рельсу вокруг отстойника, тележка тянет за
собой гребковую ферму, которая продвигает шлам к выходному шту-
церу 9. Периферический привод применяется в отстойниках боль-
шого диаметра.
319
Таблица 47. Техническая характеристика
Тип Внутренние размеры корпуса, мм Площадь осажде- ния одного яруса, м2 Число ярусов Частота вращения гребковой рамы, об/мин Мощность двигателя, кВт
диаметр высота для вра- щения рамы для подъема рамы
СО-1,8 1 800 1800 2,54 1 0,63 1,0
СО-3,6 3 600 1800 10,0 1 0,39 1,0 —
35-СГ 6 000 3000 28,26 1 0,3 1,0 —
37а-СГ 9 000 3600 63,58 1 0,15 1,0
СО-12 12 000 3600 113,1 1 0,188 2,8 1,7
СО-15 15 000 4500 175,0 1 0,188 2,8 V
СД-12 12 000 4500 113,1 2 0,188 2,8
СД-15 15 000 175 2 0,188 2,8 1,7
В табл. 48 приведены технические характеристики отстойников
с периферическим приводом. Отстойники П-75 и 17-100 имеют два
вида привода.
Рис. 246. Одноярусный сгуститель с периферическим приводом:
1 — корпус; 2 — гребковая ферма; 3 — желоб слива; 4 — несущая ферма; 5 — ведущая
тележка; б — ось вращения гребковых ферм; 7 — приемная чаша; 8 — штуцер для слива;
9 — штуцер для шлама.
Корпуса отстойников больших диаметров обычно заводы не по-
ставляют. Их изготовляют на месте монтажа из подходящих мате-
риалов, чаще всего из железобетона, реже из дерева и металла. Для
обработки химически активных суспензий применяют отстойники,
изготовленные из химически стойких материалов или из обычных
гуммированных.
В осадителях, как правило, содержание твердой фазы достигает
30—40%. Выделение последней из жидкого носителя производится
на фильтрах, принцип работы и устройство которых описаны в спе-
циальной литературе.
320
одно- и двухъярусных сгустителей (отстойников) с центральным приводом
Производитель- ность при круп- ности частиц в ис- ходном материале 0,295 мм, т/сут Масса сгустителя, кг Габаритные размеры, мм Примечание
с корпусом без корпуса диаметр высота
1,3-5,6 5,0—22,4 14,0-62,0 32,0-140 56—250 88—390 140-400 160—700 897,8 2 432 8 575 17 005 2 885 5 555 7 610 8 780 17 000 25 Q00 1 908 3 730 6 184 10 080 2782 3015 4293 5400 | Корпус металлический Корпус металлический, де- ревянный или железобе- тонный ' Корпус металлический, дере- вянный или железобетон- ный | Заводы корпус не поста- / вляют
Таблица 48. Техническая характеристика сгустителей
(отстойников) с периферическим приводом
Тип Внутренние размеры корпуса, мм Площадь осаждения одного яруса, м® Число ярусов Продолжительность одного оборота гребковой фермы, мин Мощность двига- теля, вращающего ферму, кВт I Производительность при крупности час- тиц в исходном ма- териале 0,225 мм, т/сут Масса сгустителя без корпуса, кг
диаметр высота
П-15 15 000 3000 176,7 1 8,2 2,8 88—390 12 470
П-18 18 000 3600 254,5 1 10 2,8 127—560 14 320
П-24 24 000 2600 452,4 1 12 4,5 226—1000 26 590
П-30 30 000 3600 707 1 16 4,5 350—1150 29 940
П-50 50 000 4500 1963 1 13—40 8,5—18 980—9800 63 500
П-75 75 000 4500 4418 1 20—60 6—12 2210—22 000 120 000
П-100 100 000 7000 7854 1 26—79 8,5—18 3980—39 000 178 500
Технологический расчет отстойников
непрерывного действия
Обозначим радиус отстойника через R, высоту сливающегося потока через h,
скорость потока в радиальном направлении через сор и скорость осаждения зе-
рен через со. Если производительность отстойника GH (кг/ч), концентрация
массы твердой фазы в начальной суспензии сн [% (масс.)], концентрации массы
твердой фазы в сгущенной суспензии (шламе) ск [% (масс.)] и плотность освет-
ленной жидкости р (кг/м3), то масса осветленной жидкости, получаемая за 1 ч,
будет равна:
в единицах массы
Gocb — Gh-GK = GH (1 "Сн/Ск) (VI1111)
21 Заказ 1080 321
в объемных единицах
Т'ОСВ = ^ОСв/Рж = (С^н/Рж) (1-сн/ск) (VIII,2)
Вместе с потеком жидкости в радиальном направлении будут двигаться
твердые частицы. Чтобы они не могли попасть в слив с осветленной жидкостью,
время движения частицы в радиальном направлении от центра отстойника до
его периферии должно быть больше времени ее движения в вертикальном напра-
влении по высоте слоя слива h.
Время движения частицы в радиальном направлении:
тр = /?/сор (VIII,3)
а время осаждения
т0 = Л/соо (VIII,4)
Поскольку должно выполняться условие тр то, получим:
Л/(Ор /г/со0 или /?о0 /Юр (VIII,5)
Объем осветленной жидкости, идущей в сливной желоб, можно выразить
через размеры отстойника
2л7?йюр-3600 = Уосв (VI 11,6)
Заменим в этом выражении произведение Лсор на 7?<й0
2лЯЯсоо • 3600 = Гоев (VIII ,7)
Поверхность осаждения отстойника FOTCT равна jiR2 пли
♦
Gh (1'~ ^н/^к) т
Готст = 7осв/7200(Оо = 7200о^юп (VIII,8)
Практически путь движения частицы в радиальном направлении несколько
меньше радиуса отстойника, так как частица начинает двигаться не из центра
отстойника, а на некотором расстоянии от него, а радиус сливного порога меньше
радиуса отстойника. Это отклонение действительного пути от получаемого по
формуле корректируется опытным поправочным коэффициентом, и формула
(VII 1,8) принимает такой вид:
Fотст -
l,33GH(l-cH/cK)
ЗбООрж^о
(VIII,9)
Скорость осаждения частиц зависит от их размера, удельного веса, вязкости
и плотности среды и определяется по формулам (VII,134)—(VII,136).
ЦИКЛОНЫ
Различают пыли слипающиеся, среднеслипающиеся и неслипа-
ющиеся. К первой группе относятся гипсовая и алебастровая пыль,
цементная пыль из влажного воздуха и др. При взаимодействии
с влагой воздуха частицы пыли налипают на поверхность пылеоса-
дителя, ухудшают его работу или даже могут забить выходной шту-
цер. К среднеслипающимся относятся окиси цинка, свинца, олова,
сажа, цементная пыль из сухого воздуха и др. К неслипающимся или
слабослипающимся относятся глиноземная и угольная пыль, слан-
цевая пыль, сухая апатитовая и фосфоритная пыль и др.
Слипаемость пылей зависит от природы материала, тонйны раз-
мола, содержания в воздухе влаги и других факторов, которые сле-
322
дует учитывать при выборе способа и условий извлечения пыли из
пылегазовой смеси и при расчете соответствующей аппаратуры.
Другой характерной особенностью пылей является их грануло-
метрический состав: размер находящихся в пыли частиц и их содер-
жание. Размер частиц, содержащихся в пыли, и их процентное со-
держание определяются особенностями измельчителя и степенью
измельчения материала в размольном агрегате. Очевидно, чем круп-
нее частицы, тем легче они извлека-
ются из пылегазовой смеси. Третьей
особенностью пылей является их огне-
и взрывоопасность. Эта особенность
присуща пылям органического проис-
хождения (угольной, торфяной, древес-
ной) и пылям органических пластмасс.
Из всех известных и применяемых
способов извлечения пылей из пылега-
зовых смесей центробежно-гравитаци-
онный является наиболее распростра-
ненным, осуществляемым в специаль-
ных аппаратах — циклонах (рис. 247).
Циклон состоит из корпуса 1 с кони-
ческим дном, центральной трубы 2,
газовыводной улитки 5, входного шту-
цера 4, приемного бункера 5 и пыле-
отводчика 6.
Пылегазовая смесь поступает в ци-
клон через входной штуцер 4 по каса-
тельной к корпусу 1. Благодаря такому
положению входного патрубка и его
наклону пылегазовая смесь приобре-
тает спиральное движение в направле-
нии вершины конуса циклона, т. е.
вниз. Твердые частицы под действием
центробежных сил движутся в ради-
альном направлении и, достигнув сте-
Рис. 247. Схема циклона:
1 — корпус; 2 — центральная тру-
ба; 3 — отводная улитка; 4 —вход-
ной штуцер; 5 — приемный бункер;
6 — пылеотводчик.
нок корпуса, опускаются через патру-
бок в вершине конуса циклона в приемный бункер 5. Из бун-
кера через пылеотводчик 6 пыль выдается потребителю. Освобожден-
ный от пыли газ выходит из циклона через центральную трубу 2
и газовую улитку 3.
В таких циклонах достигается высокая степень извлечения пыли
из смеси. Например, извлечение пыли с размером частиц 5 мкм
достигает 85%, пыли с размером частиц 10 мкм — до 97%, а пыли
с размером частиц 20 мкм — до 99,5%.
Для центробежных осадителей типа циклона общей характери-
стикой является фактор разделения, или центробежный фактор,
который показывает, во сколько раз центробежная сила, действу-
ющая на частицу, больше силы тяжести. Этот фактор определяется
323
ио формуле к = o^lgR, со — скорость движения частицы по ок-
ружности радиусом R.
Для циклона скорость движения частицы можно принять рав-
ной скорости движения пылегазового потока, а радиус вращения
частицы — равным радиусу циклона.
При ламинарном движении частиц сферической формы в газовой
среде скорость осаждения этих частиц под действием силы тяжести
Рис. 248. Основные размеры в
циклоне.
находится по известной формуле
Стокса. Чтобы найти скорость оса-
ждения частицы под действием цен-
тробежной силы, необходимо ско-
рость осаждения под действием силы
тяжести умножить на центробежный
фактор, т. е.
С00 = (Рт —рГ)/18р] (cOp/g/?) (VIII ,10)
Из формулы (VIII,10) следует,
что скорость осаждения частиц в ци-
клоне при других равных условиях
растет с увеличением входной скоро-
сти пылегазового потока в циклон
и с уменьшением его радиуса.
С уменьшением радиуса циклона его
осадительная способность повышает-
ся, растет степень извлечения пыли
из смеси, однако при этом увеличи-
вается гидравлическое сопротивле-
ние и уменьшается производитель-
ность циклона.
Существуют еще три размера цик-
лона, непосредственно связанные
с процессом осаждения частиц. Это—
высота цилиндрической части цик-
лона Дц, расстояние между корпусом циклона и выходной тру-
бой I = (Dlx — d.^/2 и угол наклона входного патрубка к горизонту <р.
Поступившая в циклон частица, кроме вращательного движения,
перемещается также в радиальном направлении со скоростью оса-
ждения (оос и в осевом. Скорость движения частицы в осевом напра-
влении является составляющей скорости движения потока по спи-
рали <в с углом наклона, равным углу наклона входного патрубка
(рис. 248).
Если угол наклона входного патрубка равен <р, то осевую ско-
рость движения частиц можно выразить через скорость входа газа
в патрубок со:
(oft=(osinq> (VIII,11)
а скорость вращения частицы
(0в = (0 СОЗ ф
(VIII,12)
324
Из формулы (VIII,10) следует, что скорость осаждения частиц
в циклоне — величина переменная, зависящая от радиуса враще-
ния R.
Эту скорость можно представить как производную пути по вре-
мени сооС = dR/dx, откуда время Осаждения частицы от центральной
трубы с наружным радиусом гт до внутренней поверхности циклона
радиусом Ra будет выражаться интегралом:
dR
^ОС
т
Если в подынтегральное выражение подставить значение соос
из формулы (VIII, 10) и проинтегрировать его, то время движения
частицы в радиальном направлении будет равно:
*P = [9g|*(j?*--r«)]/(d2 (Рт-Рг)сов] (VIII,13)
Время движения частицы в вертикальном направлении
Xfi—^ц/ — Лц/со si п ф
(VIII,14)
Чтобы рассматриваемая частица за время движения в вертикаль-
ном направлении на участке высотой /?ц могла осесть на стенку ци-
клона раньше, чем ее увлечет поток в центральную трубу, должно
соблюдаться условие: тр тЛ или
(р-г” Рг)«2 “sinT
откуда
9gp sin ф___дц~
цd2co (рт— рг)соз2ф 4
(VI 11,15)
(VIII,16)
Формула (VIIГ, 16) связывает основные факторы, определяющие
процесс извлечения твердых частиц из пылегазовой смеси в поле
центробежных сил. Если известны геометрические размеры циклона
dT, /гц и q), то размеры частиц, которые можно улавливать в этом
циклоне, определяются скоростью пылегазового потока, вязкостью
газа и разностью удельных весов твердой и газовой фаз в смеси.
Пользуясь этой формулой, можно приближенно решать разнооб-
разные задачи, связанные с осаждением твердой фазы в циклонах.
Рассмотрим в качестве примера одну из них.
Какого минимального размера частицы твердой фазы удельного веса рт = 24 кН/м
можно извлечь из пылегазовой смеси с помощью циклона, имеющего следующую
характеристику: D„ = 600 мм; dT = 360 мм; Лц = 906 мм; ф = 15°; удельный
вес газа рг = 12,4 Н/м3; вязкость газа ц = 0,018 сПз; входная скорость потока
со — 18,5 м/с.
325
По формуле (VIII,16) определяем диаметр частиц:
_______________________9gp sin <р _ _
— /гцсо(рт — рг) cos2 <р 4
_ 9 • 9,81 • 0,018 • 0,259 0.62 —0.362
~ 0,906-18,5-10» (24000 — 12,4) ' 4 -0,65-10 юм
или
d = /0,65 • 10_ю — 0,81 • 10-5 м = 8,1 мкм
Для повышения осадительной способности циклона, иначе го-
воря, для понижения размера извлекаемых в циклоне частиц, не-
обходимо уменьшить диаметр циклона и углы наклона входного
патрубка или увеличить высоту цилиндрической части циклона
и входную скорость пылегазового потока.
Таблица 49. Типоразмеры циклонов
Тип Диаметр циклона D, мм
ЦН-15 (НИИОГАЗ) ЦН-15 (НИИОГАЗ) ЦН-24 (НИИОГАЗ) ЦН-11 (НИИОГАЗ) ЦККБ Батарейные циклоны Нормальные — 40, 60, 80, 100, 150, 200, 250, 300, 350, 400 , 450. 500 , 550, 600, 650, 700, 750, 800 Специальные — 900, 1050, 1250, 1450, 1600, 1850, 2150, 2350, 2650, 3000 Нормальные — 200, 250, 300, 350, 400, 450, 500, 550, 600, 650, 700, 750, 800 Нормальные — 400, 450, 500, 550, 600, 650, 700, 750, 800, 850, 900, 950, 1000 Нормальные — 40, 60, 80, 100, 150, 200, 250, 300, 350, 400, 450, 500, 550, 600, 650, 700, 750, 800 Рекомендуемые — 1100, 1300, 1600, 1800 Выпускаемые — 2100, 2400 , 2750, 3150, 3600 , 4000 С циклонными элементами диаметрами 259 и 273 мм
Таблица 50. Основные размеры циклонов ЦН (см. рис. 248)
Размер Обозначение Величина в долях от D Примечание
Наружный диаметр выхлоп- ной трубы Внутренний диаметр пылевы- пускного отверстия Ширина входного патрубка в циклоне (внутренний раз- мер) Ширина входного патрубка на входе в циклон (внутрен- ний размер) Длина входного патрубка Диаметр средней линии цик- лона Высота установки фланца о- О- О. съ •9-0 1- м н & "Я 0,6 0,3—0,4 0,2 0,26 0,6 0,8 0,24—0,32 Толщина стенки выхлоп- ной трубы не более 0,2 VD Большой размер прини- мается при малых D или при большой запылен- ности газового потока
326
Формула (VIII, 16) описывает идеальный случай циклонного
процесса. На практике этот процесс сложнее — местные сопротивле-
ния в циклоне, турбулизация потока, непостоянство гранулометри-
ческого состава твердой фазы в смеси, а также отклонение реальной
формы циклона от идеальной. Это привело к необходимости опытных
исследований работы циклонов, определения эмпирических коэф-
фициентов и получения расчетных формул для циклона данной кон-
струкции.
Для удовлетворения разнообразных нужд промышленности соз-
дан ряд типоразмеров циклонов производительностью по газу в оди-
ночном циклоне от 20 до 90 000 м3/ч.
В табл. 49 приведены типоразмеры циклонов, применяемых
в СССР.
Нормальные циклоны НИИОгаз. К числу нормальных циклонов
НИИОгаз относятся циклоны ЦН-15, ЦН-15у и ЦН-11 диаметром
Таблица 51. Дополнительные размеры для отдельных типов ЦН
Размер Обозна- чение ЦН-15 ЦН-15У ЦН-24 цн-и
Угол наклона крышки и вход- ного патрубка, градусы ф 15 15 24 11
Внутренний диа- метр циклона, мм D 40—800 200—800 400—1000 40—800
Высота входного патрубка (вну- тренний размер) d 0,66 0,66 1,11 0,48
Высота выхлопной трубы с фланцем h' 1,74 1,5 2,11 1,56
Высота цилиндри- ческой части кор- пуса циклона кц 2,26 1,51 2,11 2,08
Высота конуса цик- лона 2 1,50 . 1,75 2
Высота внешней части выхлопной трубы » 0,3 0,3 0,4 0,3
Высота циклона 4,56 3,31 4,26 4,38
Коэффициент гид- равлического сопротивления одиночного цик- лона 5 105 110 60 180
Высота улитки а 0,66 0,66 1,11 0,48
Диаметр бункера D6 — 1',5х
Высота бункера нб -— 2,4 — —
Общая высота цик- лона в сборке ^общ 7 +200 5,8 +200 7 +200 6,7 +200
Для циклонов диаметром до
150 мм к высоте прибавляется 30 мм.
327
Таблица 52. Дополнительные
Показатель Обозначение Из двух циклонов (рис. 247, а) Из трех циклонов (рис. 247, б)
ЦН-15 ЦН-15у ЦН-24 ЦН-11 ЦН-15 ЦН-15у ЦН-24 ЦН-11
Высота циклона от фланца на бунке- ре до фланца на выходе • Яц 4,3 3,1 4,0 4,1 4,3 3,1 4,0 4,1
Высота улитки Длина бункера Ширина бункера Высота бункера а h Ч Нб 0,66 0,66 ^2,5 ^1,5 ^3,1 1,00 0,48 0,60 0,66 ^3,51 ^1,5 ^4,4 1,11 Н-16С 0,48 • мм
Общая высота цик- лонов в сборке** Коэффициент мест- ного сопротивле- ния устройства для выхода га- за *** 7?обш 7,0 6,5 7,7 7,4 9,0 7,8 9,0 8,8
через улитку Ввых 0,0 0,0 0,0 0,0 0,0 0,0 0,0 0,0
через общий . коллектор Ввых 0,8 0,8 0,8 0,8 0,8 0,8 0,8 0,8
* В циклонах диаметром до 150 мм к размеру прибавляется 30 мм.
** Для всех установок к общей высоте Нобщ прибавляется 200 мм.
*** Коэффициент местного сопротивления |ВЫх отнесен к скорости газа в выхлопной
ного циклона.
до 800 мм и ЦН-24 диаметром до 1000 мм. Устройство этих циклонов
показано на рис. 248. Циклоны ЦН-11, ЦН-15 и ЦН-24 отличаются
друг от друга углом наклона входного патрубка. Цифра при ЦН
указывает величину этого угла в градусах. В табл. 50 приведены
основные размеры, характерные для всех типов нормальных цикло-
нов, а в табл. 51 — дополнительные для каждого типа ЦН в долях
от диаметра циклона.
Допускаемое содержание твердой фазы в пылегазовой смеси за-
висит от слипаемости частиц твердой фазы и диаметра циклона.
В соответствии с нормами НИИОгаз для слабослипающихся частиц
можно пользоваться следующей зависимостью:
D, мм............... 800 600 400 200 100 60 40
Допускаемое содержа-
ние твердой фазы, г/м3 400 300 200 150 60 40 20
Для частиц средней слипаемости допускаемое содержание твер-
дых частиц уменьшается в два раза, а для сильнослипающихся —
в четыре раза. Превышение этих норм может привести к забиванию
нижнего штуцера циклона.
328
габаритные размеры для групп циклонов (ориентировочно в долях от D)
Из четырех циклонов (рис. 247, в) и з шести циклонов (рис. 247, г) Из восьми циклонов (рис. 247, 8) ♦
1Л •ч—< lO in in iS*
w-u СО СО со
1 Д 1 К д д 1 д д д д д д Д
к
я и Д д д д д д д д д д
4,3 ЗД 4,0 4,1 4,3 3,1 4,0 4,1 4,3 3,1 4,0 4,3
0,66 0,66 2 ^3,1 3,< 1,11 ,5 +24 0,48 ) мм 0,66 0,66 3,' 3,! 4/ 1,11 5D +« 5 i 0,48 0 мм 0,66 0,66 4J 5, 5,< 1,11 5D +2^ 1 D 0,48 0 мм
8,2 7,0 8,2 8,0 9,0 7,8 9,0 8,7 9,6 8,4 9,6 9,3
0,0 0,0 0,0 0,0 0,0 0,0 0,0 0,0 0,0 0,0 0,0 0,0
0,8 0,8 0,8 0,8 0,8 0,8 0,8 0,8 0,8 0,8 0,8 0,8
трубе;
сопротивление группы
следует принимать на
10%
больше сопротивления одиноч-
Из всех типов ЦН наиболее употребительным является ЦН-15.
При ограниченных габаритах по высоте применяется ЦН-15у (уско-
ренный), но при этом несколько снижается коэффициент извлече-
ния.
Для извлечения твердой фазы, состоящей из крупных частиц,
при больших концентрациях в газе, например при пневмотранспорте,
выносе пыли из мельниц и т. п., в качестве первой ступени извлече-
ния применяют высокопроизводительные циклоны ЦН-24. У этих
циклонов значительно меньше коэффициент гидравлического сопро-
тивления, но меньше и коэффициент извлечения. Для осаждения
твердых частиц размером 5—10 мкм рекомендуется устанавливать
циклоны типа ЦН-11.
Для извлечения твердой фазы применяют одиночные циклоны
и групповые, состоящие из 2, 3, 4, 6 и 8 циклонов. Циклонная группа
из восьми циклонов диаметром 800 мм может обеспечить производи-
тельность по газу до 50 000 м3/ч, а группа из восьми ЦН-24 — про-
изводительность 100 000 м3/ч.
Тип и размеры циклона, а также число циклонов в группе и число
групп определяются технологическим расчетом. В табл. 52 приве-
дены габаритные размеры групп циклонов (рис. 249).
329
1
Рис. 249. Циклонные батареи:
а — из двух циклонов; б — из трех циклонов; в — из четырех циклонов; г — из шести цик-
лонов; д — из восьми циклонов.
330
2.7W+86+8
На рис. 250 показан ненормализованный циклон типа ЦН-15,
а в табл. 53 приведены технические характеристики этих циклонов.
Циклоны ЦККБ. На рис. 251 показан циклон ЦККБ с разме-
рами, отнесенными к размеру входного штуцера, а в табл. 54 приве-
дены технические характеристики этих циклонов.
Рис. 250. Циклон НИИОгаз ненормализованный.
Рис. 251. Циклон ЦККБ.
Рис. 252. Батарейный циклон:
1 — корпус; 2 — штуцер питания; 3 — коллектор; 4 — штуцер очищенного гава; 5 — отвод-
ная труба циклонного элемента; 6 — направляющий спиральный виток; 7 — конус циклон-
ного элемента; 8 — бункер; 9 — штуцер для отвода твердой фазы.
Батарейные циклоны. На рис. 252 показан батарейный циклон.
Он состоит из набора циклонных элементов, смонтированных в од-
ном прямоугольном корпусе, разделенном перегородками на три
части: корпус 7, бункер для приема выделенной из газа твердой фазы
8 и коллектор для отвода очищенного газа 3. Пылегазовая смесь
через штуцер 2 поступает в циклонную часть корпуса и попадает
в открытые конусы циклонных элементов 7. Проходя по спиральному
витку 6 или розетке на отводящих трубах 5, пылегазовая смесь при-
обретает вращательное движение. Частицы твердой фазы под дейст-
вием центробежных сил движутся в радиальном направлении и,
достигнув стенки конуса, под действием осевой скорости опускаются
332
Таблица 53. Техническая характеристика ненормализованных
циклонов типа ЦН -15
Диаметр циклона, мм Высота циклона, мм Высота цилинд- рической части бункера, мм Произво- дитель- ность, м»/ч Диаметр циклона, мм Высота циклона, мм Высота цилинд- рической части бункера, мм Произво- дитель- ность, м3/ч
900 4102 300 7 500 1850 8435 445 30 000
1050 4790 300 10000 2150 9 800 515 45 000
1250 5700 300 15 000 2350 10 720 564 50 000
1450 6610 350 20 000 2650 12 080 636 70 000
1600 7295 385 25 000 3000 13 670 720 90000
Таблица 54. Техническая характеристика циклонов ЦККБ
Диаметр цик- лона, мм Размер а, мм Высота, мм Производитель- ность, м3/ч Размер А, мм
Рекомендуемые
1100 195 3 442 5 000 300
1300 230 3 925 7 500 300
1600 280 4 617 10 000 300
1800 320 5 191 15 000 320
Выпускаемые
2100 370 5 884 20 000 370
2400 425 6 745 28 000 400
2750 485 7 710 40 000 450
3150 550 8 750 50 000 550
3600 635 10 338 70 000 635
4000 700 И 437 80 000 700
к вершине конуса, попадая в бункер 8. Очищенный от твердой фазы
газ отводится из циклона через трубу 5 в коллектор 3 и далее через
штуцер 4 по назначению.
Батарейные циклоны отличаются диаметром циклонного элемента
и числом элементов в батарее.
Циклонные элементы изготовляют с направляющей розеткой
(рис. 253) или направляющим винтом (рис. 254).
В табл. 55 приведены технические характеристики батарейных
циклонов.
Выбор циклонов. Чтобы выбрать из всего многообразия типораз-
меров циклонов наиболее подходящий для данного конкретного
случая, необходимо сравнить характеристики всех типов циклонов.
При выборе циклопа определяющим является та задача, которую он
должен решать. Если требуется извлечь из пылегазовой смеси твер-
дую фазу с очень мелкими частицами, размер которых составляет
333
несколько десятков или даже единиц микрометров, следует отдать
предпочтение нормальным циклонам НИИОгаз или батарейным
циклонам. То же самое надо иметь в виду при необходимости
наиболее полного извлечения твердой фазы из смеси, еслц твердая
фаза ценна или, наоборот, вредна. В данном случае сравнение
нормальных циклонов ЦН и батарейных может подсказать правиль-
ное решение.
Рис. 253. Циклонный эле-
мент с «розеткой».
Рис. 254. Циклонный эле-
мент с «винтом».
В табл. 56 указаны приблизительные значения коэффициентов
извлечения твердой фазы для циклонов НИИОгаз и батарейных
циклонов.
Таблица 55. Техническая характеристика батарейных циклонов
Показатель ЦИКЛОН
БЦ-1 БЦ-2
Диаметр установленных циклонных элементов, мм 273 259
Число элементов в циклоне 30 35
Сопротивление системы, мм вод. ст. 44,2 48,3
Производительность по газу, м3/ч 15 000 20 000
Масса циклона, кг 3906 6462
Габаритные размеры, мм
длина 2256 2442
ширина 1836 2370
высота 1840 5362
334
Таблица 56. Приближенные величины коэффициентов извлечения
твердой фазы для различных циклонов
Циклон Диаметр, мм Коэффициент извлечения частиц различных размеров (в мкм) Коэффици- ент гидрав- лического сопротив- ления
5 10 20
ЦН-15 800 50 85 97,5
600 55 87 98,0
400 69 89 98,5 105
200 77 93 99,0
100 83 95 99,5
ЦН-15у 800 40 81 97 110
200 70 91 99
ЦН-24 1000 30 70 96 60
500 41 79 67
ЦН-11 800 65 90 98
100 86 97 99,8 180
Элемент с розет- 250 72 84 93
кой 150 78 88 95 90
100 82 91 96
Элемент с вин- 250 63 78 91 85
том
Данные, приведенные в табл. 56, позволяют сделать следующие
выводы. Коэффициент извлечения частиц размером 5 мкм для ЦН-15
и ЦН-11 примерно равен коэффициенту извлечения для циклонных
элементов с розеткой, но сопротивление последних меньше, чем
у ЦН, и, следовательно, в экономическом отношении они выгоднее
первых. При извлечении более крупных частиц элементы с розеткой
явно уступают циклонам ЦН.
Область применения батарейных циклонов — извлечение частиц
размером меньше 5 мкм. Но это не единственные параметры для
сравнения циклонов двух типов. Важно установить, каковы габариты,
масса и стоимость циклонов заданной производительности.
При производительности 20 000 м3/ч нужен батарейный циклон
БЦ-2, габаритные размеры которого приведены в табл. 55. Если при
той же производительности использовать циклоны ЦН-15 диаметром
800 мм, то потребуется группа из четырех циклонов, и габаритные
размеры такой группы будут следующие: общая высота циклонов
в сборе 8,22) 4- 200 = 6760 мм, длина по бункеру 2,52) 4~ 40 =
= 2040 мм; ширина по бункеру 3,02) = 2400 мм.
Циклон ЦН-15 менее выгоден, чем циклон БЦ-2, и по высоте
и по занимаемому объему, но занимает меньшую площадь в плане.
Батарейные циклоны сложнее в изготовлении и имеют большую
массу.
335
Когда в твердой фазе пылегазовой смеси преобладают частицы
крупностью более 20 мкм и не требуется слишком высокий коэффи-
циент извлечения, или очищенный газ снова идет на запыление
(например, в размольных установках), или когда имеется вторая сту-
пень извлечения, то применяют циклоны больших диаметров с ма-
лым гидравлическим сопротивлением, которые могут пропускать
смесь с содержанием твердой фазы до 800---1000 /г/м3. В этом случае
целесообразно установить циклоны ЦККБ или НИИОгаз.
Для циклонов ЦКББ коэффициент извлечения колеблется в пре-
делах 80—90%, а у циклонов НИИОгаз больших диаметров он
составляет 90—95%. По коэффициенту извлечения предпочтение
следует отдать второму циклону, но, например, при производитель-
ности по газу 50 000 м3/ч циклон ЦККБ имеет высоту 4617 мм,
а циклон ЦНИИОгаз — 7295 мм, т. е. по высоте циклон НИИОгаз
менее выгоден.
Если для той же производительности установить нормальные
циклоны ЦН-15 диаметром 800 мм, то потребуется группа из восьми
таких циклонов. Эта группа имеет высоту —7880 мм, т. е. еще боль-
ше, чем ненормализованный циклон НИИОгаз, но при этом коэф-
фициент извлечения таких циклонов достигает 99%. Если для первых
двух типов циклонов может потребоваться вторая ступень очистки,
то после группы из ЦН-15 в такой ступени нет необходимости.
Приведенные соображения показывают, что задача выбора ци-
клона для данного конкретного случая должна решаться всесторон-
ним техническим, экономическим и технологическим сравнением
конкурирующих типоразмеров.
Технологический расчет цикло н'о в
и циклонных установок
При технологическом расчете циклонов и циклонных установок определяют
диаметр циклона, соответствующего заданной характеристике пылегазовой
смеси, требуемый коэффициент извлечения твердой фазы, а также число цикло-
нов для установки заданной производительности.
Для выполнения технологического расчета должны быть известны: объем
пылегазовой смеси У, м3/ч, температура смеси на входе в циклон £, °C, содержа-
ние твердой фазы в смеси а, % (масс.), фракционный состав твердой фазы, удель-
ный вес твердых частиц рт, Н/м3; насыпная плотность твердых частиц рн, Н/м3,
удельный вес влажного газа-носителя р0, Н/м3; требуемый коэффициент извле-
чения р,и, %; допускаемое гидравлическое сопротивление аппарата /гд, мм вод. ст.;
давление газа на входе в аппарат ДР, мм вод. ст., сведения о слипаемости частиц.
Коэффициент извлечения. Одной из основных стадий технологического рас-
чета циклона является определение коэффициента извлечение твердой фазы из
пылегазовой смеси. Коэффициентом извлечения называют отношение массы
твердой фазы gK, извлеченной в циклоне, к массе Этой фазы, содержащейся в смеси
на входе в ццклон gH:
^и = (£и/£н) 100 = [(£н —£и)/£н]100 (VIII,17)
где gH — содержание твердой фазы в смеси на выходе из циклона.
Наряду с коэффициентом извлечения используют также понятие «коэффи-
циент уноса», под которым понимают отношение массы твердой фазы в смеси
на выходе из циклона gK к массе твердой фазы в смеси на входе в циклон:
ЛуМ£к/£н) 100 = [(gH — gH)/gH] 100 (VIII,18)
336
Пользуются также фракционным коэффициентом извлечения (коэффициент
извлечения данной фракции):
%ф = (£иф/?нЬ) = [(£нф—£кф)/£нф] 100 (VI 11,19)
где диф — масса данной фракции, извлеченная из смеси; g Нф — содержание
данной фракции в смеси на входе в циклон; ^Кф — содержание данной фракции
на выходе из циклона..
Рис. 255. График зависимости коэффициентов извлечения в циклонах ЦН-15
диаметром 600 мм от крупности извлекаемых частиц.
Рис. 256. График зависимости общего коэффициента извлечения от типа
циклона.
Если обозначить процентное содержание каждой фракции твердой фазы
через a, b, с, dw т. д. и коэффициенты извлечения данной фракции через т]а, т^,
т]с, T]d и т. д., то общий коэффициент извлечения можно представить в виде:
п
Пк = %а/100 Ьп^/100-Н1сс/100+ . . . + (1/100) 2 (Пф"О (VIII,20)
1
где п — число фракций твердой фазы в смеси.
Общий коэффициент извлечения твердой фазы т)и достаточно точно рассчи-
тывается по фракционному составу твердой фазы в смеси и по фракционным
коэффициентам извлечения.
Коэффициент извлечения твердой фазы из смеси в циклоне зависит от раз-
мера d и удельного веса извлекаемых частиц рт, от удельного веса газа р0, вяз-
кости р и скорости пылегазового потока, от диаметра и типа циклона, формы
и слипаемости частиц. Однако в настоящее время можно учесть влияние всех
этих факторов на коэффициент извлечения только частично.
В результате исследования процесса извлечения твердой фазы различных
удельных весов, крупности и разного фракционного состава в циклонах различ-
ных типов и размеров при различных режимах их работы НИИОгазом были
установлены зависимости:
фракционных коэффициентов извлечения твердой фазы в циклоне ЦН-15
диаметром D = 600 мм от крупности извлекаемых частиц при условиях, ука-
занных на рис. 255;
общего коэффициента извлечения от типа циклона (рис. 256);
общего коэффициента извлечения от диаметра циклона (рис. 257);
общего коэффициента извлечения от удельного веса твердой фазы рт
(рис. 258);
общего коэффициента извлечения от фактора скорости ДР/р0 (рис. 259).
С помощью этих графиков общий коэффициент извлечения определяют сле-
дующим путем.
22 заказ 1080
337
1. Экспериментально устанавливают фракционный состав твердой фазы
в пылевоздушной смеси и находят средний размер частиц каждой фракции dcp =
= (dt + d2)/2, где dr и dz — размер наименьшей и наибольшей частиц фракции.
2. По графику (рис. 255) для каждой фракции определяют фракционный
коэффициент извлечения. По формуле (VIII,20) вычисляют общий коэффициент
извлечения в циклоне ЦН-15 при условиях, указанных на графике.
0 W0 800 1200
Диаметр ЦН,мм
Рис. 257. График зависимости коэффициента извлечения от диаметра циклона.
Рис. 258. График зависимости коэффициента извлечения от удельного веса
твердой фазы.
1,0 1,5 2,0 2,5 3,0 3,5
Удельный, бес пыли уТ-10г'кИ/м3
По рис. 256 находят коэффициент извлечения в зависимости от типа циклона.
На рис. 256 находят точку Аг, соответствующую циклону ЦН-15 и вычислен-
ному по формуле (VIII,2Q) коэффициенту извлечения. Через точку Аг проводят
линию, параллельную оси ординат, до пересечения с линией, соответствующей
выбранному типу циклона. Для циклона ЦН-15у это будет точка Bj. На оси
ординат находится коэффициент из-
влечения, соответствующий этой
Рис. 259. График зависимости коэффи-
циента извлечения от отношения АР/р0.
точке.
3. По рис. 257 в зависимости от
диаметра циклона определяют коэф-
фициент извлечения. На графике на-
ходится точка А 2, соответствующая
диаметру циклона 600 мм и найден-
ному по рис. 256 коэффициенту из-
влечения. Через точку Л2 проводят
линию, параллельную ближайшей
кривой на графике, до пересечения
с вертикалью, соответствующей вы-
бранному диаметру циклона.
Полученная ^очка В2 укажет на
оси ординат соответствующий коэф-
фициент извлечения.
4. По рис. 258 определяют коэф-
фициент извлечения в зависимости от
удельного веса твердой фазы, извлекаемой из пылегазовой смеси. На графике
находят точку Л3, соответствующую удельному весу твердой фазы рт =
= 19,3 кН/м3 (по рис. 255) и коэффициенту извлечения, найденному по рис. 257.
Через точку А3 проводят линию, параллельную ближайшей кривой на гра-
фике, до пересечения с вертикалью, соответствующей удельному весу извле-
каемой твердой фазы. Полученная точка В3 укажет на оси ординат графика
соответствующий коэффициент извлечения.
338
5. По рис. 259 определяют коэффициент извлечения в зависимости от
ДР/Ро-
На графике по значению ДР/р0 = 75 м (рис. 255) и коэффициенту извле-
чения, определенному по рис. 258, находят точку Л 4. Через эту точку проводят
линию, параллельную ближайшей кривой графика, до пересечения с вертикалью,
соответствующей заданному значению ДР/р0.
Полученная точка В4 укажет на оси ординат окончательное значение ко-
эффициента извлечения.
Пример. Пылегазовая смесь имеет следующий фракционный состав твердой
фазы:
Фракция, мкм Средний размер части, мкм Содержание фракции, %
—10 5 8.0
+ 10 —20 15 4,6
+20 —40 30 6,8
+40 —90 65 17,9
+90 90 62.7/100
Удельный вес газа р0 = 6,5 Н/м3, а удельный вес твердой фазы рт =
= 18,6 кН/м3. Фракционные коэффициенты извлечения твердой фазы из пыле-
газовой смеси Цф для циклона ЦН-15 диаметром 600 мм, определенные по гра-
фику (рис. 255), соответственно будут +54; 95,5; 98; 98,5; 99,0, а общий коэф-
фициент извлечения:
Выбираем циклон ЦН-15у диаметром 800 мм с гидравлическим сопроти-
влением, равным 32 мм во$. ст. (314 Н/м2).
По графику на рис. 256 находим соответствующий типу циклона % = 93,5%.
Далее по графику рис. 257 определяем соответствующий диаметр циклона
800 мм т]и = 92,5%.
Для твердой фазы, имеющей рт = 18,6 кН/м3, по рис. 258 находим ци =
= 92,3% и, наконец, по рис. 259 определяем ци — 92,0%, соответствующий:
ДР/р0 = 314/6,5 = 48,3 м
Таким образом, находим искомый коэффициент извлечения.
Представляет практический интерес и другая задача: подобрать тип и диа-
метр циклона, а также условия его работы, обеспечивающие достижение заданного
коэффициента извлечения твердой фазы. Эту задачу также можно решить с по-
мощью указанных графиков.
Произеодительностъ циклона и циклонной установки. Производительность
циклона (см3/г) можно выразить следующим образом:
Уц = (л£>2/4)(оу.ЗбОО (VIII, 21)
где D — диаметр циклона, м; <оу — условная скорость газового потока (т. е.
отнесенная к полному поперечному сечению циклона), м/с; определяется по фор-
муле
<oy=/2g ДР/^р0 (VIII,22)
Здесь ДР — перепад давления газа между входом и выходом из циклона,
кН/м2; р0 — удельный вес газа, кН/м3; § — коэффициент гидравлического со-
противления циклона, вычисленный по скорости соу и имеющий для различных
типов циклонов следующие значения:
Тип циклона ................СН-15
Коэффциент гидравлического
сопротивления £............ 105
СН-15у СН-24 СН-11
110 60 180
22*
339
Для группы циклонов НИИОгаз независимо от их числа в группе коэф-
фициент сопротивления принимается на 10% больше указанного. Это повы-
шение связано с учетом сопротивления коллекторов для подвода газа.
Отношение ДР/р0 следует выбирать в пределах 55—75 м. Большие значе-
ния не приводят к увеличению коэффициента извлечения, но при этом повышается
расход энергии на транспортирование пылегазовой смеси.
2000 0000 0000 8000 10000 12000 10000 10000 18000
Производительность циклона !/ц нерабочему газу, м3/ч
Рис. 260. Номограмма для расчета производительности п гидравлического
сопротивления циклонов НИИОгаз.
Принимать значения ДР/р0 для ЦН-15 меньше 55 и для ЦН-11 меньше 65
не рекомендуется, так как при этом снижается коэффициент извлечения.
При извлечении из газа крупной фракции пыли, когда ожидаемый коэф-
фициент извлечения выше 90%, отношение ДР/р0 можно принимать и меньше
55 м, но при этом условная скорость (оу должна быть выше 2,5 м/с во избежание
забивки циклонов пылью.
Удельный вес газа рг и его объем Vt определяют при рабочей температуре
и пересчет ведут по известным формулам:
Рг Ро -у----—------Н/м3
\1+ 273 Л760
( t \
( 1+ 974 ) -760
Vt = Го —-----------------м3
(VII 1,23)
(VIII,24)
340
где р0 — удельный вес влажного газа при нормальных условиях, Н/м3; В —
барометрическое давление рабочего газа на входе в циклон, мм рт. ст.; t — ра-
бочая температура газа, °C; Уо — объем влажного газа при нормальных усло-
виях, м3.
Если задана производительность циклонной установки по газу V, м3/ч,
то число циклонов в установке должно быть:
z = V/Vu
(VIII,25)
Приближенный расчет циклонов можно производить с помощью номограммы,
приведенной на рис. 260. На сетке левой части номограммы нанесены кривые
для циклонов ЦН-11 (£ = 180), ЦН-15, ЦН-15в (£ = 105—110) и ЦН-24 (| ==
= 60). На оси абсцисс отложены значения объемной производительности одного
циклона Иц. В правой половине номограммы нанесены радиальные прямые,
соответствующие значениям ДР/рг в пределах 40—90 м, отложенным на верхней
дуге. Дуговые линии, пересекающие радиальные прямые, соответствуют различ-
ным диаметрам циклонов — от 100 до 11 000 мм.
Расчет циклона с помощью указанной номограммы производят следующим
путем. Пусть даны диаметр циклона D, его сопротивление АР и удельный вес
газа рг. В правой части диаграммы определяют точку В, соответствующую
ДР/рг и D. Через эту точку проводят горизонталь до пересечения с кривой, со-
ответствующей принятому типу циклона (точка Б на кривой ЦН-15). Перпенди-
куляр, опущенный из точки Б на абсциссу, укажет производительность циклона
Рц (точка Л).
Рассмотренная номограмма устанавливает связь между типом циклона
НИИОгаз, его диаметром D, производительностью Уц, сопротивлением ДР
и удельным весом газа рг.
Чтобы найти один из пяти параметров, нужно знать четыре из них.
Пример. Производительность циклона 3600 м3/ч газа удельного веса рг =
= 6,9 Н/м3. Допускаемое сопротивление циклона ДР = 40 мм вод. ст. Опре-
делить диаметр циклона D для заданной производительности, если тип циклона
ЦН-15.
Прежде всего находим ДР/рг = 40/0,69 = 58 м. Далее, на оси абсцисс
находим точку А, соответствующую производительности циклона Уц = 3600 м3/ч.
Из точки А восстанавливаем перпендикуляр до пересечения с кривой ЦН-15
в точке Б. Из точки Б проводим горизонталь до пересечения с радиальной прямей
ДР/рг = 58 м в точке В. Дуга, проходящая через эту точку, укажет диаметр
D — 625 мм. Таким же путем решаются другие аналогичные задачи по расчету
циклонов НИИОгаз.
Для диаметра (в м) циклонов ЦККБ рекомендуется зависимость:
^цикл— V И/222(0ц
(VIII,26)
где V — производительность циклона, м3/ч; соц — скорость пылегазовой смеси
на входе в циклон, принимаемая в пределах 18—22 м/с.
ГЛАВА IX
ПИТАТЕЛИ
Непрерывно действующие измельчители, грохоты и сепараторы
могут работать без аварий и с высокой производительностью только
тогда, когда питание их исходным сырьем будет регулярным во вре-
мени и равномерным по рабочей зоне. Если питание нерегулярно,
то машина при излишнем питании окажется под завалом, что может
привести к ее поломке, либо при недостатке питания будет работать
на холостом ходу. Если питание неравномерно по ширине дробилки
или грохота, то будет работать какая-либо одна сторона машины,
что вызовет усиленный односторонний износ, перекос и поломку
деталей, а также нежелательные изменения качества продукции.
Для регулярного и равномерного питания машин и применяют спе-
циальные устройства, называемые питателями.
Создано большое число типоразмеров питателей различного на-
значения, из которых в технике измельчения уже нашли примене-
ние цепные, пластинчатые, ленточные, лотковые, маятниковые,
тарельчатые, барабанные и шнековые.
ЦЕПНЫЕ ПИТАТЕЛИ
Цепные питатели применяют для равномерной подачи крупно-
и среднекусковых материалов. Питатель (рис. 261) состоит из опор-
ной рамы 7, кулачков барабана 3 или вала с цепными звездочками
и ряда бесконечных сварных цепей 4, надетых на барабан и связан-
ных между собой дистанционными распорками, лотка 2 и приводного
механизма 5.
Подлежащий измельчению материал из приемного бункера по-
ступает на лоток и удерживается на нем тяжестью свисающего конца
цепного полотна. При вращении барабана (звездочек) цепное полотно
приводится в движение и своим нижним ручьем продвигает мате-
риал к выходу.
Низ лотка в зависимости от назначения питателя выполняют
в виде сплошного дна или набирают из колосников, подобно колос-
никовому грохоту. Последний тип лотка применяют в случае подачи
материала в измельчитель и необходимости вывода мелкой фракции
из потока. Высота бортов лотка примерно в два раза больше раз-
мера самого крупного куска в подаваемом материале. Угол наклона
лотка должен быть равным или несколько большим угла трения
342
материала по днищу лотка. Если убрать цепь, материал может
свободно спускаться по лотку вниз. Длину цепи выбирают такой,
чтобы ее свободный конец ложился на материал, прижимая куски
к низу лотка и препятствовал его сползанию. Геометрические раз-
меры профиля питателя определяются размерами максимальных
кусков подаваемого материала и конкретными условиями его работы.
Рис. 261. Цепной питатель:
1 — опорная рама; 2 — лоток; з — кулачковый барабан; 4 — цепное полотно; 5 — привод-
ной механизм.
В табл. 57 приведены технические характеристики цепных пита-
телей (см. также рис. 261).
Таблица 57. Техническая характеристика цепных питателей
Размер кусков -сырья dH, мм Pg, мм п, об/мин й, мм L, мм Удельная производи- тельность <?9, м3- с Удельная мощность No, кВт/м А, мм М, мм К, мм
20—30 200 50 100 530 0,01 0,044 280 270 226
30-60 200 36 200 710 0,03 0’073 460 330 283
60—100 280 27 300 . 920 0,05 0,096 640 400 339
100—160 340 21 400 1140 0,08 0,118 840 450 396
160—220 400 16,5 560 1370 v,13 0,184 1120 510 453
220—340 440 14 760 1600 0,21 0,242 1400 560 510
340—460 530 11 960 1830 0,29 0,300 1730 620 566
460—640 640 9 1200 2150 0,40 0,368 2100 670 623
640—840 760 7,9 1400 2360 0,52 0,425 2440 740 679
840—1100 920 6 1680 2680 0,66 0,485 2840 790 736
343
Очевидно, объемная производительность (в м3/ч) цепного питания
зависит от толщины слоя материала на лотке, ширины цепного по-
лотна, скорости его движения и выражается формулой:
F = dHB(o-36OO (IX,1)
где г/н — высота слоя материала на выходе из лотка, равная наибольшему по-
перечнику самых крупных кусков, м; В — ширина цепного полотна, м; со —
линейная скорость движения полотна, м/с.
Эмпирическая формула расчета для объемной производительно-
сти (в м3/ч) цепного питателя имеет вид:
F=6O£n9o ' (IX,2)
где В — ширина цепного полотна, м; п — частота вращения приводного бара-
бана, об/мин; q0 — максимальная удельная производительность, м3-с-м-1,
т. е. производительность в минуту с 1 м ширины цепного полотна; значения q0
приведены в табл. 57.
Потребляемую питателем мощность определяют по эмпирической
формуле:
N = N0Bn (IX,3)
где В и п имеют те же значения, что и в формуле (IX,2), a No пред-
ставляет собой удельную мощность, измеряемую в кВт/м ширины
цепного полотна за один оборот барабана; значения No приведены
в табл. 57.
ПЛАСТИНЧАТЫЕ И ЛЕНТОЧНЫЕ ПИТАТЕЛИ
На рис. 262 показан пластинчатый питатель типа ППН, предна-
значенный для равномерной подачи кусковых материалов крупностью
до 500 мм. Питатель имеет следующую конструкцию. На опорной,
сваренной из сортовой стали раме 10 в подшипниках 9 вращаются
пара натяжных 1 и пара приводных 7 звездочек. На звездочки на-
тянуты две цепи 4, к которым прикреплены набегающие друг на друга
стальные пластины 6, образующие непрерывную гибкую ленту.
Между звездочками цепи опираются своими роликами на поддержи-
вающие рельсы 2. Рельсы предотвращают прогиб нагруженной ветви
ленты.
Натяжение цепей производится путем перемещения подшипни-
ков натяжных звездочек. Приводные звездочки поворачиваются
храповым механизмом 5, а последний приводится в движение от
электродвигателя 11 через редуктор 12, кривошип 3 и шатун 8.
Материал движется по верхней ветви пластинчатой ленты в напра-
влении от натяжных к приводным звездочкам. Чтобы куски транс-
портируемого материала не падали с ленты, питатель снабжен боко-
выми стенками. Конструкция кривошипа позволяет менять его ра-
диус, а следовательно, и угол поворота храпового колеса, связан-
ного с ведущими звездочками. Такое устройство дает возможность
изменять скорость движения ленты и, следовательно, производи-
тельность питателя.
344
В табл. 58 приведены технические характеристики пластинчатых
питателей различных моделей. Эти модели отличаются друг от друга
некоторыми конструктивными особенностями.
Пластины питателей модели ППН изготовлены из листовой стали
с загнутыми краями, так что край одной пластины накладывается
на край другой. В привод включен храповой механизм.
а
Рис. 262. Пластинчатый питатель:
а — разрез; б — общий вид; 1 — натяжная
звездочка; 2 — рельсы; 3 — кривошип; 4 —
цепь; 5 — храповой механизм; в — пласти-
ны; 7 — приводная звездочка; 8 — шатун;
S—подшипники; 10— опорная рама; 11—-
двигатель; 12 — редуктор.
Питатели модели ПП отличаются от питателей ППН устройством
привода, который состоит из электродвигателя и редуктора, соеди-
ненных между собой муфтой. Редуктор соединен с ведущим валом
цепной передачей. Промежуточные секции питателя выполнены в
виде стандартных кусков длиной 1500 и 3000 мм, что позволяет легко
изменять длину питателя на величину, кратную 1500 мм. Питатель
может устанавливаться горизонтально и с наклоном от 0 до 20°.
345
Таблица 58. Техническая характеристика пластинчатых питателей
Тип Производи- тельность м3/ч Ширина ленты, мм Расстояние между осями приводных и натяжных звездочек, мм Скорость движения ленты, м/с i i Мощность дви- гателя, кВт Угол подъема, градусы Масса питате- ля, кг Габаритные размеры, мм
S § ширина высота
ППН-6 5-50 800 2200 0,025-0,15 4,5 3,370 3 800 2643 ИЗО
ППН-7 25-150 1000 1600 0,025—0,15 4,5 3,230 3 200 2760 изо
ППН-9 25-150 1000 3000 0,025—0,15 4,5 — 4,300 4 660 3180 изо
ППН-10 15-200 1200 1800 0,025-0,15 7,0 3,500 3 400 3190 изо
ППН-12 15-200 1200 3000 0,025-0,15 7,0 4 500 4 660 3180 изо
ППН-13 15-200 1200 4000 0,025-0,15 7,0 -— 5 750 5 630 3520 изо
ПП-600 40-80 600 0,1-0,2 4,0 20 2 380 4 620 1380 1400
ПП-800 70-300 800 3000 (4500; 6000; 9000; 4-15 20 2 650 4 770 1580 1550
ПП-1000 110-480 1000 15 000) 0,1-0,4 4—20 20 3 400 4 880 1860 1710
ПП-1200 1с-1545 lc-18-60 160-750 175 290 1200 1500 1800 4500 (6000; 12 000; 15 000) 6000 (9000; 12 000; 15 000) 0,05-0,2 4-25 20-50 20 3 760 32 500 45 800 5 080 7 100 8 700 2050 5700 6500 1910 2350 2400
lc-24-90 llc-12-ЗО 500 ' 215-630 2400 1200 9000 (12 000; 15 000) 3000 (4500; 6000; 9000; 0,1-0,3 12-25 70 900 17 450 11 700 4 740 7000 4550 2400 1600
Ис-15-30 250-800 1500 12 000) 3000 (4500; 6000; 9000; 0,08—0,25 12-25 18 280 4 740 4850 1600
1lc-18-60 400-800 1800 12 000) 6000 (9000; 12 000; 15 000, 0,08-0,16 20-50 44 270 8 560 6100 2080
Нс-24-45 750-1500 2400 18 000) 4500 (6000; 9000; 12 000; 0,08-0,16 20—50 46 300 7 080 6730 2080
111 с-12-30 450-1175 1200 15 000; 18 000) 3000 (4500) ' 0,13-0,34 8 — 7 020 5 300 3450 1120
Примечание. Габаритные размеры и масса пластинчатых питателей даны для длин, не входящих в скобки. В скобках приве-
дены расстояния между осями приводных и натяжных звездочек удлиненных питателей при данной ширине ленты.
У питателей модели 1с и 11с пластинчатая лента состоит из литых
пластин, отлитых заодно с проушинами, с помощью которых они
собираются на цепях. Так как пластины подвергаются сильному из-
носу, их отливают из износостойкой стали. В конструкцию питателей
введены промежуточные секции, что позволяет их удлинять, не ка-
саясь основных узлов — приводной и натяжной станций. Все пита-
тели модели 1с, а также питатели модели 11с с шириной ленты 1200
и 1500 мм комплектуются четырехскоростными, а питатели модели
11с с шириной ленты 1800 и 2400 мм трехскоростными электродви-
гателями серии АО, обеспечивающими ступенчатое регулирование
скорости движения ленты.
S'
Рис. 263. Ленточный питатель:
1 — опорная рама; 2 — опорные ролики; з — приводная станция; 4 — выводная воронка;
5 — приводной механизм; 6 — лента; 7 — шибер; 8 — приемная воронка; 9 — натяжная
станция.
Пластинчатый питатель модели 111с в отличие от других питате-
лей имеет ленту волнистой формы. Такие питатели лучше транспор-
тируют сыпучий материал, чем питатели с гладкой лентой.
Ленточные питатели (рис. 263) по своему устройству близки к пла-
стинчатым.
Таблица 59. Техническая характеристика ленточных питателей
Тип Ширина ленты, мм Расстояния между осями натяжного и приводного ба- рабанов, мм Скорость дви- жения ленты, м/с Мощность дви- гателя, кВт Масса питате- ля, кг Габаритные размеры, мм
длина ширина высота
ПЛ-а 250 800 0,01—0,035 1,0 139 1340 702 , 433
ПЛ-1 400 865 0,018—0,262 1,0 405 1485 815 920
ПЛ-2 400 1300 0,018—0,262 1,0 458 1920 815 920
ПЛ-3 400 1600 0,018—0,262 1,0 487 2220 788 920
ПЛ-4 400 2200 0,018—0,262 1,0 525 2820 815 920
ПЛ-5 400 2700 0,018—0,262 1,0 557 3320 815 920
ПЛ-6 400 3200 0,018—0,262 1,0 589 3820 815 920
347
Питатель состоит из опорной рамы 7, изготовленной из сортовой
стали, опорных роликов 2, натяжной 9 и приводной 3 станций,
ленты 6, натянутой на барабаны приводной и натяжной станций,
приводного механизма 5, приемной 8 и выводной 4 воронок. Сырье
поступает в приемную воронку 8 и на ленту. На выходе из воронки
установлен шибер 7, подъем или опускание которого приводит к из-
менению ширины выходной щели. Изменение этой ширины позволяет
приспособить питатель к крупности исходного сырья, а также из-
менить его производительность. В основном же производительность
питателя регулируется изменением скорости ленты с помощью ко-
робки скоростей, встроенной в приводной механизм.
В табл. 59 приведены технические характеристики ленточных
питателей.
ЛОТКОВЫЕ ПИТАТЕЛИ
Существует несколько разновидностей лотковых питателей, ко-
торые, хотя и отличаются друг от друга некоторыми элементами,
но в основном похожи друг на друга. На рис. 264 показан лотковый
качающийся питатель (ПК), предназначенный для равномерной по-
дачи кусковых материалов средней и мелкой крупности. Питатель
Рис. 264. Лотковый питатель:
1 — опорная рама; 2 — электродвигатель; 3 — редуктор; 4 — приемная воронка; 5 — опор-
ные ролики; 6 — лоток; 7 — кривошипно-шатунный механизм.
состоит из опорной рамы 1, лотка 6, лежащего на опорных роликах 5,
и приводного механизма, включающего электродвигатель 2, редук-
тор 3 и кривошипно-шатунный механизм 7, смонтированные на
одной раме.
Подлежащий подаче кусковой материал попадает в воронку 4
и на лоток 6, который с помощью кривошипно-шатунного меха-
низма приводится в возвратно-поступательное движение. При дви-
жении в сторону от привода лоток выносит слой материала за пре-
делы приемной воронки, а при обратном ходе материал сбрасывается
по назначению.
34S
На рис. 265 показан лотковый питатель, где регулируется тол-
щина слоя подаваемого материала. В коробе питателя устанавли-
вается секторный срез, состоящий из сектора 6, сидящего на оси 7,
поворотного рычага с противовесами 8 и планки 9 с отверстиями,
в которые входит стопорная защелка. Поворотом рычага можно
Рис. 265. Лотковый питатель, подвесной с регулирующим сектором:
1 — лоток; 2 — опорный ролик; з — шатун; 4 — приводной механизм; 5 — приемный короб;
6 — сектор; 7 — ось сектора; 8 — поворотный рычаг; 9 — фиксирующая пленка.
Рис. 266. Лотковый питатель, передвижной:
1 — рама; 2 — катки; 3 — редуктор; 4 — электродвигатель; 5 — кривошипношатунный
механизм; в — лоток; 7 — приемный короб; 8 — опорные ролики.
поднять или опустить сектор, т. е. увеличить или уменьшить высоту
слоя материала на лотке. Сектор служит "также для выравнивания
слоя материала, что повышает равномерность питания. В некоторых
конструкциях лотковых питателей опорные ролики не подвеши-
ваются на кронштейне, а опираются на стойки и опорную раму пи-
тателя.
Для обслуживания нескольких сырьевых бункеров изготовляют
передвижные лотковые питатели (рис. 266), которые после выработки
одного бункера передвигаются к другому.
349
Для подачи материалов с крупностью кусков не более 50 мм
можно использовать и маятниковый питатель, показанный на рис. 267.
Питатель состоит из прямоугольной воронки 4, нижнее отверстие
которой перекрывается сектором 7, подвешенным на оси 3. Сектор
совершает возвратно-поступательное движение (качается относитель-
но оси), которое он получает от шатуна 8, связанного с кривошипом 7,
редуктором 5 и электродвигателем 6.
Устройство кривошипа позволяет изменять величину эксцентри-
ситета и, следовательно, ход сектора. Питатель устанавливается под
Рис. 267. Маятниковый (секторный) питатель:
1 — сектор; 2 — шибер; з — ось сектора; 4 — воронка; 5 — редуктор; 6 — электродвига-
тель; 7 — кривошип; 8 — шатун.
бункером с сырьем таким образом, чтобы сектор всегда был загру-
женриатериалом. При движении сектора в сторону, противополож-
ную приводу, из воронки выходит порция материала, а ее место
занимает другая, опускающаяся из бункера. При обратном ходе
сектора первая порция сбрасывается по назначению. Высота выноси-
мого слоя материала регулируется с помощью подъемного шибера 2,
установленного на вертикальной стене воронки. Так как рабочие
поверхности воронки и сектора сильно изнашиваются, их защищают
сменной броневой футеровкой. Производительность маятниковых
питателей регулируется двумя способами: размахом качания сек-
тора, что достигается изменением радиуса эксцентриситета, и вы-
сотой слоя материала, которая меняется с помощью шибера.
Частоту качания сектора выбирают такой, чтобы за время, в те-
чение которого сектор выносит порцию материала, сырье успело
опуститься из бункера на сектор и заполнить освободившееся место.
Технические характеристики лотковых и маятниковых питателей
приведены в табл. 60.
350
На рис. 268 показан лотковый питатель с электровибрациопным
приводом. Питатель состоит из лотка и электровибратора, пристроен-
ного к нему жестко снизу или сверху. Питатель подвешивают под
бункер с сырьем.на четырех пружинных подвесках. Вследствие виб-
рации лотка частицы, поступающие из бункера с материалом, также
начинают вибрировать, образуя текучую зернистую массу. Под
действием вышележащих слоев материала эта масса начинает расте-
каться, и так как лоток с трех сторон ограничен бортами, то она вы-
ходит со стороны лотка, не имеющей борта. С помощью подвесок
Рис. 268. Лотковый питатель с электровибрациопным приводом
1 — лоток; 2 — пружинные подвески; з — электровибратор.
угол наклона питателя можно изменять от 0 до 20°. С увеличением
угла наклона производительность питателя возрастает.
Питатели с электровибрациопным приводом изготовляют различ-
ных размеров и производительности. Они предназначены для подачи
мелкокусковых и зернистых материалов. Технические характери-
стики этих питателей приведены в табл. 61.
Таблица 61. Техническая характеристика вибрационных питателей
Тип Производитель- ность, м3/ч, при угле наклона питателя Амплитуда виб- рации (двой- ная), мм Частота вибра- ции лотка, мин Мощность привода, кВт Масса питате- ля, кг •
0° 10° 20°
201-ПТ 60 _ 135 1,4 3000 2,2 4902
197-ПТ 60 — .1 135 1,4 3000 2,2 2576
189-ПТ 135 — 325 1,8 3000 4,5 3334
185а-ПТ 25 50 — 1,4 3000 0,6-0,7 660
181-ПТ 325 — 750 2,5 3000 9,0 5120
174А-ПТ 30 50 — 1,4 3000 0,6-0,7 647
352
ДИСКОВЫЕ ПИТАТЕЛИ
л
Для равномерной подачи мелкозернистых материалов широко
применяют дисковые или тарельчатые питатели, принципиальное
устройство которых показано на рис. 269. Питатель состоит из четы-
рех основных узлов: вращающегося диска А с приводом, телескопи-
ческого патрубка Б, подводящего материал из бункера к диску,
скребка-сбрасывателя В с установочным механизмом и кожуха Г.
Поступающий из бункера материал распола-
гается на диске горкой в виде усеченного
конуса, где диаметр нижнего основания dH,
верхнего — dT (рис. 270).
Рис. 269. Дисковый питатель
Д — диск с приводом; Б — телескопический патрубок; В — скребок-сбрасыватель; Г —
кожух.
Рис. 270. Схема к расчету дискового питателя
При вращении диска нижние слои материала «горки» за счет сил
трения также приобретают вращательное движение. На них дейст-
вует центробежная сила. Если окружная скорость диска будет
большой, то частицы центробежными силами сбрасываются с диска
в разных направлениях. Обычно скорость диска имеет такую вели-
чину, при которой центробежные силы, действующие на частицы,
не могут преодолеть силы трения.
Максимальную величину окружной скорости диска можно опре-
делить из условия равенства центробежной силы и силы трения, дей-
ствующих на частицу.
Центробежная сила, стремящаяся сбросить частицу с диска,
C = m(o2//? (IX,4)
а сила трения, удерживающая частицу на диске:
T^mgf (IX,5)
23 Заказ 1080 353
Чтобы частица удерживалась на диске, необходимо выполнить
условие Т С или
(IX,6)
Учитывая, что со = л/?п/30, можно записать
n2«2/?2/302/? (IX,7)
Если R выражен в м и g = л2, то будем иметь
п 30 Vf/R (IX,8)
где / — коэффициент трения материала о поверхность диска; R — радиус вра-
щения частицы, который в пределе можно принять равным радиусу диска.
Съем или сброс материала с диска осуществляется ножом, поло-
жение которого относительно оси питателя изменяется, специальным
винтовым устройством. При каждом обороте диска нож срезает
и сбрасывает в приемник кольцо материала, равное объему усечен-
ного конуса за вычетом объема цилиндра диаметром йг, и высотой h
(см. рис. 270):
Объем усеченного конуса
объем цилиндра
(л/г/3) (Я2 4-Дг4_г2)
рв(л/г/3) [(/?2_]_/?г.1_г2)__яг2Д]
сбрасываемый объем
7=(л/г/3) [(R2 + Rr-\-rZ)~-nr2h]
(IX,9)
(IX,10)
(IX,И)
Объемная производительность (в м3/ч) дискового питателя опре-
деляется по формуле:
" nh
yr = nV60 = 60n
(Я2 Лг 4- г2) — nr2h
(IX,12)
где все входящие величины выражены в м, а частота вращения п — в об/мин.
Принцип действия тарельчатых питателей у всех промышленных
образцов одинаков, однако в конструктивном отношении они отли-
чаются друг от друга.
На рис. 271 показан тарельчатый питатель модели ПТ (питатель
тарельчатый), предназначенный для подачи легкосыпучего материала
крупностью до 125 мм (в зависимости от диаметра диска). Питатель
состоит из сварной опорной рамы 1, литой стойки 2, вертикального
вала 4, стоящего на опорном подшипнике 3, диска 8, посаженного
на конец вала, кожуха 9 с отводным штуцером 6, сбрасывающего
ножа 7 и приводного механизма, включающего электродвигатель,
червячный редкуктор 10 и цилиндрическую зубчатую пару 5, малое
колесо которой посажено на ось червячного колеса, а большое — на
вертикальный вал 4. Телескопический штуцер на рис. 271 не показан,
поскольку он в заводскую поставку не входит.
354
У питателя ПТ-2500 приводной механизм состоит из электродви-
гателя, цилиндрического трехступенчатого редуктора и конической
пары.
Рис. 271. Питатель тарельчатый (модель ПТ):
1 — опорная рама; 2 — стойка; 3 — опорный подшипник; 4 — вал; 5 — цилиндрический
редуктор; 6 — отводной штуцер; 7 — сбрасывающий нож; 8 — диск (тарелка); 9 — кожух;
10 — червячный редуктор.
Рис. 272. Тарельчатый питатель передвижной:
1 — катки; 2 — рама передвижной тележки; з — тарелка; 4 — привод тарелки.
На рис. 272 показана установка питателя ПТ-2000 и ПТ-2500
на ходовых тележках. Эти питатели применяют для подачи кусковых
материалов крупностью до 125 мм.
На рис. 273 показан дисковый питатель модели «Д», предназначен-
ный для подачи сыпучего материала крупностью от 40 до 150 мм.
23* 355
5
6
Рис. 273. Дисковый питатель (модель «Д»):
1 — опорная рама; 2 — червячный редуктор; 3 — электродвигатель; 4 — диск; 5 — кожух;
6 — вал; 7 — отводной штуцер.
Рис. 274. Дисковый питатель подвесной:
1 — електродвигатель; г — цилиндрический редуктор; з — червячный редуктор; 4 — диск;
5 — кожух; в — фланцы; 7 — сбрасывающий скребок; 8 — механизм управления скребком.
356
Питатель состоит из опорной сварной рамы 1, приводного механизма,
установленного на раме и состоящего из электродвигателя 3 и чер-
вячного редуктора 2, диска 4, посаженного на вал 6 червячного ко-
леса, кожуха 5 диска с отводным штуцером 7 и сбрасывающего»
скребка (на рисунке не показан).
Описанные дисковые питатели монтируют на основаниях, и, сле-
довательно, для их установки требуются площадки. Существуют
питатели, для установки которых не требуется основание, так как их
подвешивают к бункеру. На рис. 274 показан такой питатель, кото-
рый представляет собой компактный агрегат. Питатель с помощью
фланца 6 крепится к фланцу штуцера бункера или с помощью спе-
циальных жестких подвесок — к ушкам, приваренным к днищу бун-
кера. При установке в первом варианте подача не регулируется
изменением расстояния между нижним обрезом выпускного штуцера
и диском. Диск такого питателя посажен на один вал с червячным коле-
сом и приводится во вращение от подвешенного электродвигателя 7.
Таблица 62. Техническая характеристика дисковых питателей
Диаметр диска (тарелки), мм Частота враще- ния тарелки, об/мин Мощность дви- гателя, кВт Производитель- ность питателя, м3/ч Масса питате- ля, кг Габаритные размеры, мм
Тип длина ширина высота
Д-1500 1500 12,5 7,0 35 2245 2367 1673 1300
3-1800 1800 12,5 7.0 65 2340 2157 1823 1300
Д-2000 2000 12,5 7,0 90 2435 ’ 2617 1923 1300
Д-2500 2500 7,9 7,0 100 6150 4638 3003 1600
ПТ-800 800 4,0 2,7 18 913 1500 1500 982
ПТ-1000 1000 4,0 2,7 18 263,3 1718 1522 1000
ПТ-1500 1500 11,3 5,5 40 1814 1790 1660 1200
ПТ-1800 1800 11,3 5,5 65 2020 1940 1810 1200
ПТ-2000 2000 11,3 5,5 90 2086 2040 1910 1200
ПТ-2500 2500 7,8 20,0 30 4916,7 2613 2437 1490
ПТП-2000 2000 11,3 5,5 70 2564' 2700 2275 1270
ПТП-2500 2500 11,3 5,5 70 2824 2919 2525 1270
Д-85 850 15,8 1,7 12 696 1745 1100 940
Д-100 1000 15,8 16,1 1,7 20 720 1940 1192 940
Д-125 1250 2,8 43 937 2198 1560 950
Д-160 1600 10,7 4,5 65 2023 2610 1892 1250
Д-200 2000 10,7 8,0 120 2319 2980 2300 1250
Д-250 2500 8,1 10,0 130 3178 3580 2792 1250
ДТ-200 2000 5,05 10,0 80 4935 2985 2000 1120
СМ-86 500 4,27 0,6 1,5 198 1080 510 745
СМ-179 750 4,27 0,8 3,0 236 1140 770 790
СМ-226 1000 7 1,0 2—10 730 1400 1200 1710
СМ-187 1250 6 1,7 5—15 ИЗО 2500 1900 1450
Подвесной конст- рукции «Гипро- цемент» 2000 4 3,0 10-36 2880 2880 2200 2420
Производительность питателя меняется положением скребков 7
о помощью механизма 8.
В табл. 62 приведены технические характеристики дисковых пи-
тателей.
ШНЕКОВЫЕ ПИТАТЕЛИ
Для равномерной подачи мелкокусковых и порошкообразных
материалов, не боящихся перемалывания, применяют шнековые
или винтовые питатели, устройство которых показано на рис. 275.
Питатель состоит из литого или сварного корпуса 7, имеющего
приемный 4 и отводи й 7 штуцера, винта 5, выполненного в виде
отливки или сварного, опорного 6 и упорного 2 подшипников и при-
водного механизма 3.
Поступающий через штуцер 4 сыпучий материал продвигается
вдоль корпуса питателя вращающимся винтом и выбрасывается через
штуцер 7. Чтобы исключить давление материала на опорный под-
шипник, винт имеет 1—11/2 обратных витка со стороны этого подшип-
ника, которые не дают материалу заходить за выводной штуцер.
Такие питатели обычно устанавливают под бункером, но иногда
шнек или винт вводят непосредственно в бункер и устанавливают
горизонтально, как показано на рис. 276, или вертикально.
Производительность (в м3/ч) шнекового питателя зависит от диа-
метра, частоты вращения и шага винта; ее можно определить по
формуле:
V=30(jtD2;4)5m|> (IX,13)
-358
где j) — диаметр винта, м; S — шаг винта, м, принимаемый обычно равным
(0,5—1,0) D; п — частота вращения винта, принимаемая в пределах от 40 да
120 об/мин; ф — коэффициент заполнения сечения трубы (чтобы исключить
возможность засыпания вала винта материалов, этот коэффициент принимают
в пределах 1/5—1/3).
Мощность, потребляемая питателем, расходуется на перемещение
и подъем материала и на преодоление сопротивления трению материала
о винт и трубу, а также на преодоление сил трения в подшипниках
Рис. 276. Шнековый питатель в бункере^
1 — бункер; 2 — отверстия в дне бункера; з — винт; 4 — цепная передача; 5 — штанга-
шиберов; 6 — шибера; 7 — отводной^шнек.
и передачах и ориентировочно может быть определена по фор-
муле (в кВт):
2V= (<2/368n) (H+Lk) (IX,14)
где Q — производительность питателя, т/ч; Н — высота подъема материала;
L — длина подачи материала в горизонтальном направлении, м; к — коэффи-
циент, учитывающий потери на преодоление сил трения в шнеке.
Значения к для различных материалов различны. Для материалов
с низким коэффициентом трения к — 1,3; для цемента к = 2,5; для
гравия к = 4; для каменного угля к = 2,2; для кокса к = 3; для
каменноугольной пыли к = 2,1. Вообще этот коэффициент зависит
от коэффициента трения материала о рабочую поверхность шнека
и его можно определить по законам механики, если известны конст-
руктивные размеры питателя.
БАРАБАННЫЕ ПИТАТЕЛИ
Барабанные питатели применяют для равномерной подачи и вы-
грузки из бункера мягких сыпучих материалов с крупностью кусков
до 30 мм.
Питатель (рис. 277) состоит из трех основных узлов: литого или
сварного корпуса 7, ячейкового барабана 2 и приводного механизма.
359
Рис. 277. Схема
барабанного пита-
теля:
1 — корпус; 2 —
ячейковый барабан.
сварной рамы 7,
Подлежащий подаче материал заполняет находящиеся вверху ячейки
барабана через верхний штуцер корпуса, а когда эти ячейки перехо-
дят вниз, материал высыпается и попадает в нижний, отводной шту-
цер. Таким образом непрерывно осуществляется
подача материала.
Производительность барабанного питателя
зависит от геометрических размеров барабана и
регулируется изменением частоты вращения.
Производительность (в м3/ч) питателя можно
определить по формуле:
у=6Оуоти] (IX, 15)
где Vo — объем ячеек барабана, м3; п — частота враще-
ния барабана, об/мин; т] — коэффициент заполнения ба-
рабана материалом. (Обычно этот коэффициент колеблется
в пределах 0,8—0,9 и зависит от скорости вращения
барабана. С уменьшением скорости вращения коэффи-
циент заполнения возрастает.)
На рис. 278 показан промышленный образец
барабанного питателя. Он состоит из опорной
корпуса питателя 5 с приемной воронкой 6 и
выводным патрубком, секторного затвора с тягой 7 для регулиро-
вания ширины выходной щели, ячейкового барабана 8 и при-
Рис. 278. Барабанный питатель (модель ПБ-30):
1 — опорная рама; 2 — электродвигатель; 3 — червячный редуктор; 4 — эксцентриковый
вал; 5 — корпус питателя; 6 — приемная воронка; 7 — тяга и маховичок секторного затвора;
8 — ячейковый бараран.
Рис. 279. Барабанный питатель (модель ПБ-25 и ПБ-40):
1 — корпус питателя; 2 — крышка корпуса; 3 — ось ячейкового барабана; 4 — приемная
воронка; 5 — ведущий вал; в — эксцентрик; 7 — шатун; 8 — водило храповика.
водного механизма, включающего электродвигатель 2, червячный
редуктор 3, эксцентриковый вал 4, храповой рычаг с собачкой и
роликом и храповое колесо, сидящее на одной оси с ячейковым
барабаном.
360
Вращение электродвигателя передается через редуктор эксцент-
риковому валу. По эксцентрику катится ролик храпового рычага,
что заставляет рычаг качаться и с помощью собачки вращать храпо-
вое колесо и барабан. Устройство эксцентрика позволяет изменять
величину эксцентриситета, размах качания храпового рычага,
угол поворота барабана за один размах рычага и, следовательно,
изменять производительность питателя.
На рис. 279 показан барабанный питатель в другом исполнении.
Здесь угол поворота барабана изменяют регулированием длины
храпового рычага.
В табл. 63 приведены технические характеристики барабанных
питателей.
Таблица 63. Техническая характеристика барабанных питателей
Показатели Модель
ПБ-1 ПБ-25-25 ЦБ-26-40
Размер барабана, мм
диаметр 250 250 250
длина 300 350 400
Частота вращения барабана, об/мин. 31,3 7—30 7—30
Эксцентриситет эксцентрика, мм 10—25 — —
Число зубьев храпового колеса 100 — "
Мощность двигателя, кВт 0,55 0,2—0,5 0,3—0,8
Производительность, м3/ч 20 5—20 6-25
Масса питателя, кг 255 115 165
Габаритные размеры, мм
длина 1100 — —
ширина 800 — —
высота 580 — •
ПРИЛОЖЕНИЯ
1. Шкала твердости и твердость материалов по шкале Мооса
Твердость Эталонный материал Твердость Эталонный материал
1 2 3 4' 5 Тальк Гипс Кальцит Флюорит Апатит 6 7 8 9 10 Ортоклаз Кварц Топаз Корунд Алмаз
Материал Твердость Материал Твердость
Агат Алунд - Андалузит Антрацит Апатит Арагонит Асбест Алмаз Барит Бериллий Борная кислота Бор Бронза фосфористая Воск Висмут Гипс Каолин Каменная галька Кадмий Каламит Кальций Карборунд Каменная соль Латунь Литий Мышьяк Медь Стекло Стронций Свинец Сера Сода Наждак Нитрофоска Олово Опал Осмий Пемза Пирит Полевой пшат (ортоклаз) Примечание: Игла чистой красной меди —3; п —5,5. 6-7 9 7,5 2,2 5 3,5 5 10 3,5 7,8 3 9,5 4 0,2 2,5 1,6-2 2—2,5 7 2 5 1,5 9-10 2 3-4 0,6 3,5 2,5—3 4,5—6,5 1,8 1,5 1,5-2,5 0,4 7—9 3 1,5-1,8 4-6 7 6 6,3 6 из мягкого алюмт юздь —4; стальна Графит Галена Галий Магнезия Марганец Магнетит Мрамор Морская пенка Гранит Доломит Железняк красный Золото Известняк Индий Иридий Кварц Палладий Платина Поташ Роговая обманка Рубидий Рутений Сурьма Сталь Слюда Селен Серпантин Силикон Серебро Тальк Теллур Топаз Флюорит Фосфор Хром Хлористое серебро Цезий Цинк Янтарь 1ния соответствует тверд 1Я игла (перочинный но» 0,5-1 2,5 1,5 2,0 5,0 6 4—5 2-3 6,5—7 3,5-4 , 6 2,5-3 3 1,2 6-6,5 7 4,8 4,3 0,5 5,5 0,3 6,5 3—3,3 5-8,5 2,8 2 3,4 7 2,5—7 1 2,3 8 4 0,5 9 1,3 0,2 2,5 2-2,5 ости —2; игла из t, лезвие бритвы)
362
2. Предел прочности и модуль упругости некоторых материалов
Материал Предел прочности 10-®- Н/м2 Модуль упругости 10-5-Н/м2
Апатит 800—1500 3-Ю5
Базальт 2500—5000 —
Базальтовая лава 300—1500 —
Гранит выборгский 1200 3-105
Гранит уральский 1450 —
Гранит очень твердый 3500 6-Ю5
Гранит мягкий 500 —
Диабаз 1800—2400 —
Известняк 250—1900 —
Кварц 1200—1500 —
Мрамор 500—2500 —
Нитрофоска 300—900 —
Сланец кровельный 1000—2500 6-Ю4—24-Ю4
Уголь каменный 20—290 7.10s—60-Ю4
3. Насыпные плотности сыпучих и кусковых материалов
Материал Насыпная плотность, кг/м3 Материал Насыпная плотность, кг/м3
Антрацит Барит Боксит дробленый Гипс дробленый Гравий Глина Глина сухая в кусках Зола сухая Зола влажная Земля сухая Земля сырая Известь негашеная Известь гашеная в по- рошке Известняковый и бутовый камень Кокс газовый Кокс рудничный Кварц дробленый Мел Мергель Нитрофоска гранулиро- ванная Песок мелкий сухой 800—950 2900 , 1300—1950 450—1600 1500—1900 1800—2000 1000 400—600 700 1200 1700 1700—1800 500 1600—2000 360—470 380—530 1450—1600 2500 1100—1300 1100—1300 1400—1650 Песок мелкий влажный Песок крупный Полевой пшат в кусках Полевой шпат в порошке Руда разная Соль крупная Соль мелкая сухая Соль влажная Стекло битое Сера Сода Сода кальцинированная Торф воздушно-сухой Торф влажный Уголь древесный твердых пород Уголь древесный мягких по- род Уголь бурый воздушно-сухой Фосфат Цинковая обманка Щебень сухой Щебень сырой 1900—2050 1400—1900 2650 1200 1700—3500 780—900 1000—1300 1200—2200 1300—1950 2000 670 500—1100 330—410 550—650 190—250 130—170 650—780 1000—1600 2800 1800 2000
363
4. Плотность некоторых твердых материалов
Удельная Удельная
Материал плотность Материал плотность
кг/м3 кг/м3
Агат 2500—2700 Морская пенка 990—1280
Асбест 2000—2760 Нитрофоска грунулпрован- 2000—2200
Алмаз 3010—3520 ная
Базальт 2400—3100 Опал 2200
Берил ’ 2690—2700 Песчаник 2140—2360
Воск 960—970 Парафин 870—910
Галена (свинцовый блеск) 7300—7600 Пробка 220—260
Глина 1800—2600 Пек 1070 •
Галька кремневая 2630 Порфир 2600—2900
Гранат 3150—4300 Пирит 4950—5100
Гранит 2640—2760 Полевой пшат 2740—2760
Графит 2300—2720 Плавиковый шпат (флюорит) 3140
Гипс 2690—2780 Роговая обманка 3000
Доломит 2840 Стекло обыкновенное 2400—2800
Железняк красный 4900—5300 Стекло кремниевое 2900—5900
Известь гашеная 1300—1400 Слюда 2600—3200
Известняк 2680—2760 Серпантин 2500—2650
Кремний плавленый 2070 Сланец 2600—3300
Кремний плавленый про- Торф прессованный 840
зрачный 2210 Тальк 2700—2800
Каменная соль 2180 Топаз 3500—3600
Кость 1700—2000 Уголь дубовый 570
Каучук 920—990- Уголь сосновый 280—260
Киноварь 8120 Уголь каменный (антрацит) 1400—1800
Корунд 3900—4000 Фарфор 2300—2500
Кварц 2650 Цинковая руда (каламин) 4100—4500
Магнетит 4900—5200 Целлюлоза 1400
Малахит 3700—4100 Шлак 2000—3900
Мрамор 2600—2840 Эбонит 1150
5. Коэффициенты трения сыпучих и кусковых материалов
о стенки труб и желобов и углы естественного откоса *
Материал Коэффициент трения Углы естест- венного откоса
по железу по дереву по бетону
f fo f fo f fo а «0
Антрацит 0,29 0,84 0,47 0,84 0,51 0,9 27 45
Уголь мелкий орешковый 0,32 0,84 0,47 0,84 0,5 0,9 30 45
Уголь бурый сухой 0,58 1,0 0,7 1,0 0,7 1,0 35 50
Кокс 0,47 1,0 0,84 1,0 0,84 1,0 35 50
Зола сухая 0,47 0,84 0,84 1,0 0,84 1,0 40 50
Земля, песок, гравий, 0,58 1,0 ' — — — 30 45
Руда разная 0,58 1,19 — —— — — 30 50
Шлак и каменная соль 0,7 1,19 — -— — — 35 50
Угольная пыль 1,0 2,77 — — — — — —
Нитрофоска (гран.) 0,4 0,55 0,6 0,7 — — — 35
* Коэффициенты f и а — при движении, f0 и сс0—в состоянии покоя.
364
ПРЕДМЕТНЫЙ УКАЗАТЕЛЬ
Акунова метод моделирования струйных
мельниц 226 сл.
Алявдина формула для производительности
барабанных мельниц 198
Апатиты, измельчение 7, 8
Барабанные грохоты
конструкции 282 сл.
расчет 288 сл.
Барабанные мельницы 158 сл.
вынос частиц 208
двухкамерные 169, 170
дробящая загрузка см. Дробящая
загрузка
многокамерные 160, 171 сл.
непрерывного действия 159 сл.
облицовочные плиты 161
однокамерные 162 сл.
периодического действия 159
потребляемая мощность 162, 165, 169,
172, 193, 195, 197, 201, 210
производительность 166, 169, 186 сл.,
192 сл., 198 сл.
расчет 207 сл.
для сепарации порошкообразных ма-
териалов 292 сл.
ситовые 160, 161, 173, 174
стержневые 166 сл.
схема работы 159
теория 174 сл.
уравнение движения дробящих тел
174 сл.
шаровые
мокрого измельчения 164 сл., 194
сухого измельчения 159 сл., 163,
167, 170 сл.
Барит (тяжелый шпат), измельчение 16, 17
Бегуны 106, 109 сл.
Беренова формула для мощности щековых
дробилок 51
Бильные мельницы
коллоидные 240, 241
молотковые 136 сл.
Бисерные мельницы 129, 130
Бонда формула для работы измельчения
30 сл.
Валки
грохотов 252 сл.
дробилок
. гладкие 81 сл.
зубчатые 7 4 сл.
Вибрационные грохоты
конструкция 274 сл.
расчет 280 сл.
Вильямса «реактрон» 243, 244
Газоструйные мельницы см. Струйные
мельницы
Газоходы отстойные 297
Гирационные грохоты
конструкция 267 сл.
расчет 271 сл.
Гладковалковые дробилки
конструкция 81 сл.
расчет 86 сл.
Грохоты
барабанные см. Барабанные грохоты
гирационные см. Гирационные гро-
хоты
колосниковые 251, 252
плоские см. Плоские грохоты
Двуокись титана, измельчение 19 сл.
Дезинтеграторы
как барабанные грохоты 286
— измельчители ударного действия
149 сл.
Дробилки
гладковалковые см. Гладковалковые
дробилки
зубовалковые см. Зубовалковые дро-
билки
конусные см. Конусные дробилки
молотковые см. Молотковые дробилки
щековые см. Щековые дробилки
Дробящая загрузка
контур 179 сл.
масса 199
мощность 193
работа 186 сл.
размеры дробящих тел 200 сл.
энергия 202 сл.
Железный купорос, измельчение 20
Жернова 107, 108
Зубовалковые дробилки
конструкция 72 сл.
расчет 78 сл.
Известняк, измельчение 13, 14
Измельчение
апатитов 7, 8
в атмосфере инертного газа 21
железного купороса 20
в замкнутом цикле с классификатором
20, 21
365
Измельчение
известняка 13, 14
ильменита' 19
карбида кальция 12, 13
классы 23
коллоидное 238 сл.
коэффициент сопротивляемости 194
мокрое 13 сл., 166, 168 сл., 194
в открытом цикле 20
— производстве
двуокиси титана 19 сл.
литопона 16 сл.
преципитата 13, 14
сернистого бария 17
ультрамарина 14 сл.
цианамида кальция 11 сл.
промышленные схемы 7 сл.
работа 26 сл.
серного колчедана 9, 10
серной самородной руды 10, 11
способы 24, 25
степень 23
сухое 9, 21, 162, 163, 167, 169 сл.
теоретические основы 26 сл.
фосфоритов 9
энергия см. Энергия
Измельчители
жерновые 107, 108
классификация 40, 41
молотковые 136 сл.
истирающе-раздавливающего действия
105 сл.
раздавливающего действия 81 сл.
раскалывающего и разламывающего
действия 42 сл.
ударного действия 131 сл.
ударно-пстирающего действия 231 сл.
Ильменит, измельчение 19
Истирание 24, 25, 105 сл.
Камеры размольные
вертикальные трубчатые 216 сл.
горизонтальные 213 сл.
плоские 215, 216, 218, 219
противоточные 221 сл.
Карбид .кальция, измельчение 12, 13
Катки
бегунов 109 сл.
тарельчатых мельниц 117 сл.
Качающиеся грохоты
быстроходные 256 сл.
плоские 261, 262
расчет 263 сл.
схемы 254, 255
уравновешенные 259, 260
Феррариса 261
Классификаторы
для измельчения в замкнутом цикле
20, 21
конусные 299 сл.
многосекционные 298, 299
реечно-чашевые 301 сл.
спиральные 304 сл.
Коллоидные мельницы 238 сл.
бильные 240, 241
виброкавитационные 242, 243
конусные 239, 240
с решетчатым ротором 241, 242
Колчедан серный, измельчение 9, 10
Контур дробящей загрузки в барабанных
мельницах 179 сл.
Конусные дробилки
с гидравлической амортизацией и ре-
гулированием разгрузочной
щели 67 сл.
для крупного измельчения 53 сл.
расчет 58 сл., 68 сл.
Конусные дробилки
для среднего и мелкого измельчения
62 сл.
схемы 52, 53
Копер с падающим грузом 205
Коэффициент(ы)
восстановления 135
гидравлического сопротивления цикло-
нов 339 сл.
заполнения барабана 190, 191, 208,
209
извлечения твердой фазы из пылегазо-
вой смеси 336 сл.
плотности «ленты» для вертикальных
ролико-кольцевых мельниц
99
полезного действия
бегунов 116, 117
дробилок 51, 61, 71, 80
мельниц 104, 121, 122
работы дробящей загрузки в барабан-
ных мельницах 186 сл.
сопротивляемости измельчению 194
трения сыпучих и кусковых мате-
риалов о стенки труб и жело-
бов 364
формы частиц 295, 296
Крупность материалов 23, 93 сл., 196 сл.,
247
Липотон, измельчение 18
Мельницы
барабанные см. Барабанные мельницы
бильные см. Бильные мельницы
бисерные 106, 129, 130
вальцовые 106
вибрационные 231 сл.
виброкавитационные 242, 243
газоструйные см. Струйные мельницы
гигроскопические 237, 238'
катково-дисковые 117, 118
катково-тарельчатые 106, 117 сл.
коллоидные см. Коллоидные мель-
ницы
конусные 239, 240
маятниковые 104 сл.
мощность см. Мощность мельниц
планетарные 237
производительность см.' Производи-
тельность мельниц
расчеу 207 сл.
ролико-кольцевые см. Ролико-коль-
цевые мельницы
роторные 243, 244
ситовые 160, 161, 173, 174
стержневые 166 сл.
струйные см. Струйные мельницы
центробежные 135, 156 сл.
шаро-кольцевые см. Шаро-кольцевые
мельницы
шахтные 146 сл.
Меш 248, 249
Моделирование струйных мельдиц 226 сл.
Модули упругости материалов 363
Молотковые дробилки (измельчители)
бильные 144
ДМ 138
с подвижной передней стенкой 141,
142
реверсивные 140, 141
С-218 137
со стесненным ударом 139
шахтные 146 сл.
Мощность
бегунов 112, 116, 117
грохотов
барабанных 287, 290, 291
366
Мощность
валковых 253
вибрационных 279, 281
гирационных 269, 271 сл.
качающихся 262 сл.
дезинтеграторов 151
дисмембраторов 155
дробилок
гладковалковых 84, 86, 89
зубовалковых 7 8, 80
конусных 57, 58, 62, 64, 66, 71
молотковых 143
щековых 46, 51, 52
классификаторов 303 сл., 307
мельниц
барабанных 162, 165, 169, 172,
192 сл., 207, 210, 211
бильных 143, 145
вибрационных 235
катково-тарельчатых 119 сл.
маятниковых 104
ролико-кольцевых 92, 93, 99, 101
центробежных 158
шахтных 149
отстойников 321
питателей 343, 344, 346,347,351,352, 397
сепараторов 316
«Наибольшие куски» 23
Насыпная плотность материалов 361, 363,
' 364
Олевского формула для диаметра шаров
в барабанной мельнице 202
Отстойники
конструкции 318 сл.
расчет 221, 222
Пастухова формула для скорости враще-
ния барабанной мельницы 187
Питатели
барабанные 359
дисковые (тарельчатые) 353 сл.
ленточные 344 сл.
лотковые 348 сл.
маятниковые 350
пластинчатые 344 сл.
цепные 342 сл.
шнековые 358 сл.
Плиты
нажимные щековых дробилок 45
облицовочные для барабанных мель-
ниц 161, 162
Плоские грохоты
валковые 252 сл.
колосниковые 251, 252
ситовые простого качания см. Сито-
вые грохоты
Плотность насыпная сыпучих и кусковых
материалов 363, 364
Предел прочности твердых материалов
И» 363
Производительность
бегунов 112, 115
грохотов
барабанных 287
валковых 253
вибрационных 279, 281, 282
гирационных 269
качающихся 262, 265, 267
колосниковых 252
дезинтеграторов 151
дисмембраторов 155
дробилок
гладковалковых 84, 86
зубовалковых 78
конусных 57, 58, 60, 61, 64, 66
молотковых 143
Производительность
щековых 46, 50 сл.
классификаторов 305, 307
мельниц
барабанных 166, 186 сл.. 192,
199 сл.
бильных 241
бисерных 130
виброкавитационных 244
катково-тарельчатых 121
коллоидных 242
маятниковых 104
р олико-кол ьцевых 104
стержневых 169
струйных 218, 220, 224
центробежных 158
шахтных 149
отстойников 321
питателей 344, 346, 347, 351, 352, 357,
359, 361
сепараторов 316
циклонов 334
Просеивание материалов через сита и ре-
шетки 247 сл.
Пыль, извлечение 322 сл.
Работа
дробящей загрузки в барабанных
мельницах 186 сл.
измельчения 26 сл.
Раздавливание 24, 25, 81 сл., 105 сл.
Разделение твердых материалов
noS действием гравитационно-инер-
ционных сил 292 сл.
— — гравитационно-центробежных
сил 307 сл.
просеиванием через сита и решетки
247 сл.
фактор см. фактор разделения
Разламывание и раскалывание 24, 25,
42 сл.
Разумова формула для диаметра шаров
в барабанной мельнице 202
Распиливание 24, 25
Расчет
барабанных мельниц 207 сл.
грохотов
барабанных 293 си.
вибрационных 280 сл.
гирационных 271 сл.
качающихся 263 сл.
дробилок
гладковалковых 86 сл.
зубовалковых 78 сл.
конусных 58 сл., 68 сл.
щековых 47 сл.
отстойников 321, 322
циклонов 336 сл.
Ребиндера формула для работы измельче-
ния 30
Резание 24, 25
Решетки для просеивания материалов 247
Риттенгера и Ричардсона шкалы сит 248
Ролико-кольцевые мельницы
вертикальные 90 сл.
горизонтальные 101 сл.
Руда серная самородная, измельчение 10, If
Рундквиста формула для работы измель-
чения 31, 32
Сгустители для суспензий см. Отстойники
Сепараторы
с барабанно-ситовыми отстойниками
315, 316
воздушно-проходные 309 сл.
с горизонтальным валом 314
гравитационно-инерционные 297 сл.
367
Сепараторы
гравитационно-центробежные 307 сл.
с отбойными лопастями 311 сл.
Серный колчедан, измельчение 8, 9
Сетки для сит 248 сл.
Сита 247 сл.
Ситовые грохоты
вибрационные см. Вибрационные гро-
хоты
гирационные см. Гирационные грохоты
качающиеся см. Качающиеся грохоты
Скорость вращения
барабанов
дезинтегратора 151
дисмембратора 155
мельницы 162, 165, 169, 172,
175 сл., 187 сл., 191, 198
валков дробилок 84, 86, 89
валов дробилок 46, 48
дискового дезинтегратора 152, 153,
155
кольца роликовой вертикальной мель-
ницы 99 сл.
эксцентриков
грохотов 262, 264 сл., 269, 272 сл.
дробилок 66 сл.
Скрубберы-грохоты 268
Среднее дробление 23, 62 сл.
Стедлера формула для работы измельче-
ния 28
Степень измельчения 23
Струйные мельницы
высокоскоростные 211
моделирование 226 сл.
низкоскоростные 213
с применением перегретого пара 222 сл.
— — сжатого воздуха 220 сл.
производительность 216, 218
противоточные 224 сл.
с размольными камерами см. Камеры
размольные
типа СП 224, 225
фирм иностранных 214, 216, 217
Твердость материалов 62
Товстолужского формула для производи-
тельности щековых дробилок
50
Углы
естественного откоса твердых мате-
риалов 364
захвата •
бегунов 113
—
Углы
дробилок гладковалковых 87
— зубовалковых 79
— конусных 58, 69
— щековых 47 сл.
вертикальных ролико-кольцевых
мельниц 94 сл.
Ударные нагрузки 25, 131 сл. -
Ультрамарин, измельчение 14 сл.
Фактор разделения
для сепараторов 309
— циклонов 324
Феррарнса грохот 261
Фосфориты, измельчение 9
Циклоны 322 сл.
батарейные 334 сл.
выбор 333 сл.
производительность 339 сл.
размеры 324 сл.
расчет 336 сл.
как сепараторы 307 сл.
ЦККБ 326, 333, 336
ЦН 326 сл., 333, 335
Число оборотов см. Скорость вращения
Шаро-кольцевые мельницы 106, 122 сл.
с размольным диском 128
центробежные 122, 123
ярусные 125 сл.
Шкалы
сит 248 сл.
твердости материалов 362
Щековые дробилки
конструкции 42 сл.
расчет 47 сл.
Эксцентрики
грохотов 255 сл., 262 сл., 271 сл.
дробилок OS' сл.
Энергия
дробящего тела 205 сл.
начала разрушения материала 157,
202 сл.
расход на измельчение 39 сл.
удельная измельчения в барабанной .
мельнице 193 сл.
|ПЕТР МИХАЙЛОВИЧ СИДЕНКО |
ИЗМЕЛЬЧЕНИЕ В ХИМИЧЕСКОЙ ПРОМЫШЛЕННОСТИ
Редактор Уланова Т. В.
Технический редактор Кочетова А. С.
Художник Биксентеев Н. М.
Корректор Хрипунова М. С,
Т-21267. Сдано в наб. 21.6.1976 г. Подп. к печ. 10.12.1976 г.
Формат бумаги 60X 90'/ie. Бумага тип. № 2. Усл. печ. л. 23. Уч.-изд. л. 25,02.
Тираж 6600 экз. Заказ 1080. Изд. Xs 978. Цена 1 р. 41 к
Издательство «Химия». 107076, Москва, ул. Стромынка, д. 13.
Ленинградская типография 6 Союзполиграфпрома при Государственном комитете
Совета Министров СССР по делам издательств, полиграфии и книжной торговли
196006, Ленинград, Московский пр., 91.
Проект- ОТКРЫТЫЙ ДОСТУП
Над оцифровкой данной книги работали:
Ружинский С.И. rygmskifaiaport.ги
Ружинский Ю.И.
Раенко А.С.
август 2005, г. Харьков, Украина
г.Харьков, ул. Чкалова 1
МП «Городок»
Популяризация применения химических добавок и оригинальных технологий в строительной индустрии.
ryginski@aport.ru
+38(057)315-32-63
Здесь может быть Ваша реклама!
Закажи книгу по бетоноведению или строительству на оцифровку и размести в ней свою рекламу.
Дополнительная информация: ryginski@aport.ru