Строительные машины и оборудование

Расчет основных параметров режима работы дробилок

К параметрам, характеризующим рабочий процесс щековых дро­билок и эффективность их работы, относятся угол захвата, ход подвижной щеки, оптимальная частота вращения приводного ва­ла, производительность и мощность привода машины.

Углом захвата а щековых дробилок называется угол между неподвижной и подвижной щеками. Величина угла захвата ока­зывает влияние на интенсивность процесса измельчения материа­ла: чрезмерные значения а приводят к снижению производитель­ности дробилки, а недостаточ­ные— к снижению степени из­мельчения материала. Для опре­деления оптимального значения а рассмотрим силы, действующие на кусок материала в дробящем пространстве (рис. 2.7,а): силы Р, действующие на кусок со сто­роны дробящих щек, и силы тре­ния fP. Равнодействующая усилий сжатия ^ стремится вытолкнуть кусок из дробящего пространства, а силы трения fP препятствуют этому (f — коэффициент трения сольжения между дробящей пли­той и куском). Предельным зна­чением а' является такой угол, при котором кусок будет дро­биться, не выталкиваясь (мас­сой куска пренебрегаем из-за ее малости по сравнению с сила-
ми Р), т. е. Rs^ZF. Сила #=2Psina/2, a ZF=2F=2fP cos a/2. Следовательно, условием равновесия куска при предельном а яв­ляется выражение 2Psina/2^2/P cos a/2. Преобразуя выраже­ние, получим sin a/2^f cosa/2 или f^tga/2.

Коэффициент трения скольжения можно выразить через угол трения ф, т. е. /=tgcp, тогда tg9^tga/2, откуда 2фГ^а. Следо­вательно, дробление куска возможно, когда угол захвата равен или меньше двойного угла трения, т. е.

2ф. (2.1)

Коэффициент трения скольжения камня по металлу / = = 0,3, что соответствует углу 16°40'. Отсюда угол захвата ще­ковых дробилок может достигать 33°, однако в реальных условия* это значение а значительно ниже (19 ... 24°) ввиду неправильной формы кусков материала и динамического характера приложе­ния нагрузки, а также более высокой производительности.

Ход подвижной щеки (мм) должен быть больше значения ли­нейной деформации куска материала, необходимой для его раз­рушения, т. е. S>eD, где е—Осж/Е — относительное сжатие кус­ка; D — диаметр куска. В реальных условиях, когда куски мате­риала имеют неправильную форму с многочисленными уступами, для их разрушения требуется значительно больший S. Следова­тельно, пользуясь эмпирическими формулами, получим: для дро­билок с простым качанием щеки SB=(0,01 ... 0,03)6, SH = = 8+0,265; для дробилок со сложным качанием щеки SB = = (0,06 ... 0,03)Б, SH=7+0,lfc, где SB и S„ —ход сжатия в верх­ней и нижней точках камеры дробления; В и b — размеры за­грузочного отверстия и выходной щели, мм.

Оптимальная частота вращения приводного вала (об/с) опре­деляется из условия обеспечения наибольшей производительно­сти дробилки. Если предположить, что материал выпадает из ма­шины под действием силы тяжести при отходе подвижной щеки от неподвижной, то частота вращения приводного вала должна быть такой, что за время t отхода щеки раздробленный мате­риал, находящийся на высоте h (рис. 2.7,6) от выходной щели, должен выпасть из машины (высота h соответствует уровню, при котором ширина камеры дробления равна ширине разгрузочной щели b во время наибольшего отхода подвижной щеки SH).

При частоте вращения вала дробилки меньше оптимальной число кусков выпадаемого материала в единицу времени умень­шится и, следовательно, снизится производительность дробилки. То же произойдет и при чрезмерной частоте вращения, когда вре­мя выпадения материала будет уменьшено. Следовательно, при оптимальной частоте вращения приводного вала время ti отхода подвижной щеки должно быть равным времени U выпадения ма­териала ПОД действием СИЛЫ тяжести с ВЫСОТЫ h, Т. Є. ti—ti. Время отхода щеки принимаем равным половине оборота вала, 28

Тогда при частоте вращения вала п (об/с) U=l/(2n). Из рис. 2.7,6 следует, что h=S„/tga. Это же значение h из условия свобод­ного падения куска равно k=gt2/2, где g — ускорение свободного паденИя. ПриравНяв значения к, получим SH/tg a=g/2/2, откуда = K2SH/(gtga). Следовательно, из условия U = t2 получим

1 /(2п) = l/2SH/(gtgа), откуда оптимальная частота вращения приводного вала

«=1/2 Kgtga/(2Se). (2.2)

Производительность щековых дробилок (м3/с) рассчитывается из предположения, что выгрузка материала из машины происхо­дит только при отходе подвижной щеки. За это время выпадает готовый продукт объемом V (м3), заключенный в призме трапе­цеидального сечения (на рис. 2.7,6 — заштрихованный участок). Производительность дробилки П=цУп, где ц — коэффициент раз­рыхления материала в объеме V (ц=0,4 ... 0,75); п — частота вра­щения, об/с.

Площадь сечения призмы (м2) F— (e--b)h/2. Высота приз­мы выпадения (м) h—SH/tg a. Следовательно, объем призмы вы­падения V=Fl= {e+b)SnL/(2tg a) и производительность щеко - вой дробилки

N=nnLS„(e+fe)/(2tga). (2.3)

Величина производительности, вычисленная по этой формуле, имеет значительные отклонения от фактических данных, так как в ней не учтено влияние многих факторов (форма камеры дробле­ния, степень износа дробящих плит, интенсивность и равномер­ность питания машины исходным материалом и др.). Неопреде­ленность вносит также коэффициент ц, изменяющийся в широких пределах. Учитывая перечисленные недостатки, Б. В. Клушанцев предложил уточненную формулу производительности щековых дробилок (м3/с):

N = cScpLbn(B + b) j (2DCBtga), (2.4)

Где с — коэффициент кинематики (для дробилок с простым кача­нием с=0,84, для дробилок со сложным качанием с=1); Scp= = (SB + SH)/2 — средний ход подвижной щеки; DCB — средневзве­шенный размер кусков исходного материала (при Б^бОО мм DcB=B; при В^ЭОО мм DCB=(0,3 ... 0,4)6).

Мощность приводного электродвигателя (кВт) определяется по формулам, выведенным на основе одной из теорий дробления, или эмпирического характера. Наиболее известной из первой группы является формула Л. Б. Левенсона, выведенная на осно­вании теории Кирпичева—Кика:

N=aBnL(D2—d2)/(103Я), (2.5)

Где as — предел прочности разрушаемого материала на сжатие, Па; п — частота вращения приводного вала, об/с; D — крупность

Загружаемых кусков, м; d — крупность готового продукта, м; £ —модуль упругости разрушаемого материала, Па.

На основании гипотезы Ф. Бонда предложена формула опре­деления мощности электродвигателя дробилки (кВт)

JVyCT = 0,13Ј,.fem-^inP) (2.6)

У DCB

Где Еі — показатель затрат энергии на дробление 1 м3 материала от бесконечно большой крупности до 1 мм (кВт-ч/т); km — мас­штабный коэффициент; і — степень измельчения материала; DCB — средневзвешенный размер исходного материала, м; П — производительность дробилки, м3/с; р — плотность материала, , кг/м3.

Недостатком данной зависимости является необходимость экс­периментального определения Еі в зависимости от вида горной породы и месторождения и km — по специальным таблицам.

По эмпирической формуле В. А. Олевского, который, исполь­зуя данные проф. В. А. Баумана о среднем удельном усилии дробления на поверхности дробящей плиты, равном 2,7 МГІа, мощность (кВт):

Для дробилок с простым качанием щеки N=70QmLHS^n, для дробилок со сложным качанием щеки N=720LHnr, где т — конструктивный коэффициент, равный 0,56 ... 0,60; L — длина камеры дробления, м; S„ — ход сжатия в нижней зоне, м; Н — высота камеры дробления, м; п — частота вращения при­водного вала, об/м; г — эксцентриситет приводного вала, м.