Роторные дробилки - Бауман В.А.

Author: Бауман В.А.
Tags: формообразование со снятием стружки молоты и прессы разделительные операции без образования стружки, дробление и измельчение, обработка листового материала, изготовление резьбы инженерия машиностроение дробильные машины
Year: 1973
Similar
Дробилки. Конструкция. Расчет. Особенности эксплуатации
Справочник по обогащению руд черных металлов
Строительные машины и оборудование
Дорожные машины. Машины для земляных работ
Text
                    
РОТОРНЫЕ
ДРОБИЛКИ
ИССЛЕДОВАНИЕ, КОНСТРУИРОВАНИЕ,
РАСЧЕТ И ЭКСПЛУАТАЦИЯ
Под общей редакцией
д-ра техн, наук проф.
В. А. БАУМАНА
Москва
«МАШИНОСТРОЕНИЕ»
1 973
Р 79
УДК 621.926.2-133
Роторные дробилки. Под ред. В. А. Баумана.
М., «Машиностроение», 1973, 272 с.
Авт.: Бауман В. А., Стрельцов В. А., Косарев А. И.,
Слуцкер А. С.
В книге изложены результаты исследований в об-
ласти теории ударного дробления, расчета и конструи-
рования роторных дробилок. Даны рекомендации по
выбору и расчету основных конструктивных и техно-
логических параметров. Показаны преимущества и не-
достатки различных конструкций дробилок. Особое
внимание уделено проблеме изнашивания рабочих орга-
нов и вопросам аспирации с целью обеспыливания.
Затронуты вопросы техники безопасности и промыш-
ленной санитарии при эксплуатации роторных дро-
билок.
Книга предназначена для конструкторов и научных
работников, занятых исследованием ударного дроб-
ления и конструированием роторных дробилок, а
также для специалистов, проектирующих дробиль-
ные цеха и эксплуатирующих дробильное оборудова-
ние.
Табл. 28, ил. 153, список лит. 29 назв.
Рецензенты д-р техн, наук И. Б. Шлайи
и канд. техн, наук Р. А. Родин
Р
327—253
038 (01) —73
253—73
© Издательство «Машиностроение», 1973.
ПРЕДИСЛОВИЕ
Намеченное директивами XXIV съезда КПСС по пятилетнему
плану развития народного хозяйства СССР на 1971 —1975 гг. уве-
личение производства промышленной продукции за пятилетие на
42—46% должно быть осуществлено в основном в результате по-
вышения производительности труда на 36—40%. Выполнение
такой задачи требует создания и внедрения принципиально новых
орудий труда и технологических процессов, превышающих по
своим технико-экономическим показателям лучшие отечественные
и мировые достижения. Это в первую очередь относится к наиболее
энергоемким и трудоемким производствам — горнодобывающей,
угольной, металлургической и другим отраслям промышленности,
использующим, в частности, дробильное оборудование.
В технике дробления и обогащения полезных ископаемых не-
обходимость значительного подъема производительности труда
в свою очередь ставит новые важные проблемы: повысить произ-
водительность дробилок, сократить число стадий переработки, по-
высить качество и увеличить выход полезного продукта дробле-
ния, снизить удельную энергоемкость и др.
Щековые, конусные и валковые дробилки, работающие по прин-
ципу раздавливания, во многих случаях не могут в полной мере
удовлетворить современные требования. Сравнительно новое дро-
бильное оборудование — роторные дробилки, реализующие прин-
цип ударного разрушения, давая более высокие производитель-
ность и степень дробления при улучшенном качестве продукта,
меньшей металлоемкости, удельном расходе энергии и других
положительных показателях позволяют более эффективно решить
поставленные задачи в области дробильно-обогатительной тех-
ники. Поэтому необходимо резко повысить оснащенность дро-
бильных фабрик дробилками нового типа, к которым справедливо
проявляется большой интерес широкого круга специалистов.
Авторы настоящей книги поставили перед собой цель — обоб-
щить и дополнить накопившийся за последние годы материал по
вопросам теории ударного дробления в роторных дробилках,
1*	3
а также их расчета, конструирования и эксплуатации, и изложить
все это в форме, удобной для практического использования.
Преобладающая часть книги является результатом работ, вы-
полненных авторами во ВНИИСтройдормаше, в котором с 1962 г.
ведутся систематические исследования по созданию теории расчета
и конструирования дробилок рассматриваемого типа. При опи-
сании методов обработки экспериментальных данных использо-
вались элементы теории вероятностей с соответствующими поясне-
ниями.
§ 1 гл. II написан проф. д-ром техн, наук В. А. Бауманом;
§ 2, 3 и 4. гл. II, § 2 гл. III, гл. IV, § 1 гл. V, § 1, 3 и 6 гл. VI,
гл. VII, § 1, 2 и 3 гл. VIII, § 1 гл. IX — канд. техн, наук
В. А. Стрельцовым; глава I, § 5 гл. II, § 1 и 3 гл. III, § 2, 4 и 5
гл. VI, § 2 гл. IX — канд. техн, наук А. И. Косаревым; §4
гл. IX и глава X — инж. А. С. Слуцкером; §2—5 гл. V и §4
гл. VIII написаны совместно А. И. Косаревым и В. А. Стрельцовым,
§ 3 гл. IX — В. А. Стрельцовым и А. С. Слуцкером.
ВВЕДЕНИЕ
Роторные дробилки представляют собой машины ударного дей-
ствия, предназначаемые для дробления с помощью бил, жестко
закрепленных на внешней поверхности ротора, вращающегося
вокруг горизонтальной оси. Хотя первый патент на роторную дро-
билку был выдан в США в 1842 г., промышленное производство
и широкое применение их началось в 1939 г. В СССР роторные
дробилки стали выпускаться с 1956 г.
Роторные дробилки применяют в нерудной промышленности
для дробления осадочных и изверженных пород при производстве
заполнителя для бетона [13, 231, в цементной и известковой про-
мышленности для измельчения сырьевых материалов и клинкера
[23, 24, 26]. Наиболее надежными показали себя роторные дро-
билки при переработке доменных и томасовских шлаков, содер-
жащих включения металла [22, 25].
При производстве грубой керамики дробилки применяют для
измельчения шамота, клинкера, кирпичного и черепичного боя,
а также обломков капселей, в результате чего получают продукт
размером менее 2 мм. В асбестовой промышленности роторные
дробилки успешно заменяют вертикальные молотковые дробилки
типа «Фиберицер», сокращая число стадий дробления с шести до
трех и повышая выход асбестового волокна, а также его качество.
При этом расходы по дроблению сокращаются в несколько раз [21 ].
В угольной промышленности рассматриваемые машины широко
применяют для дробления вскрышных пород в открытых карьерах,
а также для получения закладочного материала в шахтах при ис-
пользовании пневмо- п гидротранспорта [28]. В калийном произ-
водстве удалось успешно решить проблему выделения глинистых
включений из калийной руды путем многоступенчатого дробления
ее на роторных дробилках [27]. Многие заводы мира применяют
роторные дробилки в рудной промышленности для дробления
железных, марганцовистых, свинцовых, оловянистых, медных,
сурьмяных, а также бокситовых, серных, фосфорных руд и анги-
дрита [23].
Благодаря малой металлоемкости роторные дробилки успешно
применяют на передвижных дробильных установках. Это далеко
не полный перечень примеров, где роторные дробилки оказались
наиболее экономичными машинами. Роторные дробилки исполь-
зуют на различных стадиях дробления как в качестве основных
машин, принимающих куски объемом до 2 м3, так и на последую-
щих стадиях дробления, вплоть до получения продукта, содер-
5
жащего90% зерен класса — 2 мм (например, при дроблении коксу-
ющихся углей).
В различных областях использования дробилок, наряду с ос-
новной задачей — уменьшить размеры кусков дробимого мате-
риала, предъявляются и специфические для данного производства
требования к продукту дробления: минимальное содержание мел-
ких фракций; наибольшая степень дробления при отсутствии
кусков, превышающих заданный размер; ограничение выхода ле-
щадных и иглообразных зерен; максимальная избирательность —
т. е. максимальная разница в степени дробления двух компонен-
тов, дробящихся совместно; минимальный износ рабочих органов;
дробление с одновременной подсушкой или промывкой продукта
и др. Выполнение этих требований часто является решающим фак-
тором при выборе конструкции и режима работы роторных дро-
билок. Определение основных параметров роторных дробилок
(производительности, качества продукта, расхода энергии, удар-
ных нагрузок, сроков службы рабочих органов и др.) с учетом
выполнения столь различных требований представляет особые
трудности, обусловленные значительным разнообразием и непо-
стоянством свойств дробимого материала, недостаточной их изу-
ченностью, а также сложностью характера разрушения и движе-
ния материала при ударе, что требует знания теоретических основ
этих процессов, изложенных в главах I, IV, § § 1, 2 гл. VIII
и § 1—3 гл. X. Они позволяют понять физическую сущность явле-
ний, происходящих в роторных дробилках, и оценить точность
применяемых формул, практическое приложение которых при-
водится в остальных главах и параграфах.
ГЛАВА 1
ОСНОВНЫЕ ХАРАКТЕРИСТИКИ МАТЕРИАЛА,
ИСПОЛЬЗУЕМОГО ПРИ УДАРНОМ ДРОБЛЕНИИ
1.	ХАРАКТЕРИСТИКА РАЗМЕРОВ ОТДЕЛЬНЫХ КУСКОВ
МАТЕРИАЛА
Размеры отдельных частиц взорванной горной массы, песчано-
гравийной смеси и дробленого продукта, отличающихся непра-
вильной формой, определяют различными способами в зависимости
от поставленной задачи и крупности материала.
При определении размеров камня обычно измеряют его макси-
мальные размеры по трем взаимно перпендикулярным направле-
ниям, т. е. размеры минимального описанного вокруг куска прямо-
угольного параллелепипеда, называя наибольший размер — дли-
ной L, средний — шириной В и меньший — толщиной Н куска.
Отношение L : В : Н кусков взорванной горной массы колеб-
лется в значительном диапазоне и зависит от петрографических
и физико-механических свойств породы. Для сопоставления формы
кусков различной крупности принято значения L, В и Н выра-
жать в относительных единицах, принимая ширину куска за еди-
ницу [3]: j : 1 :
Отношения -4- и называют относительной длиной и относи-
D D
тельной^толщиной куска и обозначают L' и Н'.
Форма куска характеризуется выражением
L' : 1 : Н’.	(1.1)
ЭтиДоотношения’для горной массы различных месторождений
по данным ВНИИСтройдормаша и работам Л. И. Барона [5] со-
ставляют в среднем 1,5 : 1 : 0,65 и могут быть использованы для
ориентировочных расчетов.
В практике расчетов принято размер куска характеризовать
величиной, равной диаметру минимального круглого отверстия,
через которое может пройти кусок. Этот размер, обозначаемый d
для продукта дробления или D для загружаемого материала,
в среднем принимается равным В.
Объем куска V можно определить по его весу [1 ] и объемному
весу уо:
V =	(!.2)
Yo
Для расчетов объема куска можно использовать выражение,
рекомендуемое Жуазелем [9], которое показало хорошее совпа-
7
дение с результатами обмеров кусков известняка Ковровского
месторождения, проведенных ВНИИСтройдормашем:
V = 0,5с!3,	(1.3)
где d — минимальный диаметр круглого отверстия, через которое
проходит кусок.
Объем куска принимается также приблизительно равным объ-
ему куба с ребром, равным 0,8d, или объему шара диаметром d.
Внешняя поверхность куска неправильной формы размером
d в среднем принимается равной поверхности куба с ребром 0,8d.
Следовательно, поверхность куска FK, выраженная через его
раЗМер’	FK = 6 (0,8<-О« 4с!2.	(1.4)
Удельная поверхность куска (на единицу объема)
2.	ХАРАКТЕРИСТИКА ЗЕРНОВОЙ СМЕСИ
Исходный материал и продукт дробления представляют собой
смесь, состоящую из зерен различной крупности от dmjn до d,nax.
Обычно размер минимальной частицы не устанавливается и при-
нимается равным нулю, если расчетные формулы при этом не те-
ряют математической определенности. В противном случае мини-
мальный размер частицы принимают равным 0,1 — 1 мкм, считая,
что измельчение на более мелкие частицы маловероятно [1].
Размер максимального куска определяют при рассеве зерно-
вой смеси на ситах. При этом считают, что d,nax равен размеру
ячейки первого сита, на котором не осталось материала. Этот спо-
соб не обеспечивает достаточной точности. Более надежное зна-
чение dlllax получают при построении графика зернового состава.
При этом значение d„,ax получают путем продолжения суммарной
кривой зернового состава до пересечения с осью абсцисс.
Характеристика распределения зерен по крупности дается
в виде таблиц или графиков. Последние строятся по частным вы-
ходам фракций или суммарным остаткам на сите. Наиболее удоб-
ными для анализа и получившими наибольшее распространение
являются суммарные графики. Графические суммарные характе-
ристики строят в прямоугольной системе координат: по оси абс-
цисс откладывают диаметры ячеек сит, по оси ординат — сум-
марный остаток на сите в %.
Важнейшими показателями зернового состава приняты сле-
дующие:
dCB — средневзвешенный размер, определяемый по результа-
там рассева зерновой смеси на отдельные фракции и рассчитывае-
мый по формуле
S diXi
,	(1-6)
8
где di — среднеарифметический размер узкой фракции; у,- — вы-
ход узкой фракции в %.
d5u — размер ячейки сита, па котором остаток зерновой смеси
равен 50%; этот размер используется в расчетах как средний
(медианный) размер зернового состава, по которому смесь разде-
ляется на две равные части по массе. d0^d,ll;ix — максимальный
размер частицы. — размер ячейки сита, суммарный остаток на
котором равен 5%; этот показатель зерновой смеси близок к по-
казателю dmax— только 5% материала имеет частицы размером
больше d5; однако его практическое определение менее трудоемко
и болеедостоверно, поэтому в расчетах иногда используют показа-
тель d5 вместо dmax. dK — размер ячейки сита, суммарный остаток
на котором при рассеве зерновой смеси равен /?. Суммарный оста-
ток на сите с ячейкой, равной d, принят Rd.
Для измерения степени разрушения материала основным по-
казателем принята степень дробления
Z t-	П-7)
где DCB и dca — соответственно средневзвешенные размеры ис-
ходного материала и продукта дробления.
Для ориентировочного сопоставления результатов дробления
может использоваться показатель
 о-8)
“50
где £)50 и d50—соответственно отношение средних (медианных)
размеров исходного материала и продукта дробления. Если наи-
более важной характеристикой продукта является наибольший
размер кусков, то рекомендуется пользоваться величиной
Г=^-,	(1.9)
“шах
где Dinax и dimx — максимальные размеры кусков исходного
материала и продукта дробления.
Для характеристики результата дробления материала исполь-
зуется также показатель — удельная, вновь образованная поверх-
ность. Учитывая, что методы измерения действительной поверх-
ности смеси зерен материала представляют большую сложность,
в практике пользуются приближенными способами, в которых
стремятся установить не действительное значение поверхности,
а значение показателей, которым величина поверхности должна
быть прямо пропорциональна. Таким показателем удельной по-
верхности (поверхности на единицу объема) одной частицы яв-
ляется обратная величина ее размера. Эта величина численно
меньше удельной поверхности куба или шара в 6 раз, а для
частиц неправильной формы в 8—16 раз [1 ].
9
Пользуясь показателем , авторы при расчетах сознательно
допускают расхождение с действительной удельной поверхностью,
что приводит к пропорциональному изменению значений’других
расчетных параметров, связанных с ней функциональной зависи-
мостью. Однако в сопоставительных инженерных расчетах на
конечный результат принятые допущения не влияют.
Для зерновой смеси удельная поверхность
п
=	d-10)
Формула (1.10) неудобна для расчетов тем, что для продукта
дробления и исходного материала чаще всего бывают неизвестны
минимальный размер частиц и распределение мелких зерен, со-
ставляющих основную часть удельной поверхности зерновой смеси.
Выбор метода вычисления d(-, а также число фракций, на которое
сортируется материал, влияют на расчетное значение удельной
поверхности зерновой смеси. Все это приводит к большим рас-
хождениям результатов при вычислении по этой формуле. В этой
связи для расчетов показателя удельной поверхности исходного
материала и продукта дробления принято более упрощенное выра-
жение
(1.11)
F = —
у ^св
Ориентировочно можно принять, что удельная поверхность
зерновой смеси, определенная, например, методом воздухопро-
ницаемости, больше рассчитанной по формуле (1.11) в 30 раз [9].
Пользуясь выражением (1.11), легко определить величину по-
казателя удельной, вновь образованной поверхности:
_ J____1_ _ i — 1
^СВ	^СВ	^СВ
kF
(М2)
И ОБЪЕМНЫЙ НАСЫПНОЙ ВЕС
3.	ОБЪЕМНЫЙ
МАТЕРИАЛА
Методы определения объемного веса у0 и объемного насыпного
весаун для щебня стандартизованы. Эти показатели характеризуют
материал в сухом состоянии. Учитывая, что роторные дробилки
перерабатывают материал при естественной влажности, для при-
ближения показателей материала объемный вес и объемный насып-
ной вес рекомендуется измерять также при естественной влаж-
ности.
Объемный вес в гс/см3
Vo (ft - g2 ’
(1-13)
13
где g — вес пробы фракции при естественной влажности в гс;
ув — удельный вес воды в гс/см3, принятый равной единице;
gr — вес пробы в насыщенном водой состоянии на воздухе в гс;
g2 — то же в воде в гс;
Объемный насыпной вес в гс/см3
=	d-и)
здесь gj — вес мерного сосуда в гс; g2 — то же со щебнем в гс;
V — объем мерного сосуда в см3.
4.	ХАРАКТЕРИСТИКИ ПРОЧНОСТИ
В качестве характеристики прочности горной породы и щебня
чаще всего используются два показателя: прочность при сжатии
образцов правильной формы асж и дробимость щебня при сжатии
в цилиндре Др, измеряемые по методикам ГОСТа 8269—64. Эти
показатели достаточно надежно характеризуют работоспособность
горных пород и щебня в строительных сооружениях и конструк-
циях, но неудовлетворительно представляют способность мате-
риалов сопротивляться разрушению в дробильных машинах.
Поиск показателей, более близких по физической сущности
к реальным процессам дробления, и изучение закономерности раз-
рушения материалов при дроблении показали, что еще нет осно-
ваний для окончательной рекомендации каких-либо методов из-
мерений сопротивлений материалов разрушению при дроблении
в роторных дробилках. Однако некоторые из таких методов обес-
печивают значительно лучшее согласование показателей дроби-
мого материала с результатами дробления, чем предел проч-
ности осж.
Предел прочности при растяжении ар определяется на инди-
каторе Т-3 по ГОСТу 8269—64. Для испытаний образец вставляют
клиновидным концом между двумя заостренными зубьями при-
бора и, сжимая зубья последнего, откусывают камень. Усилие,
возникающее при нагружении образца, фиксируется на шкале
манометра, проградуированной в единицах предела прочности
при растяжении.
Предел прочности при раздавливании образцов неправильной
формы определяется методом, предложенным ИГД им. А. А. Ско-
чинского и состоящим в разрушении на прессе кусков объемом
около 100 см3 каждый, три взаимно перпендикулярных размера
которых отличаются не более чем в 1,5 раза.
Предел прочности при раздавливании в кгс/см2
(1.15)
где Р — минимальное усилие, при котором образец раскалы-
вается, в кгс; V — объем образца, определяемый по формуле (1.2),
в см3.
11
Таблица 1
Характеристики горных пород
Порода	Основные породообразующие минералы в %	1  Объемный вес у в гс/см3,	Временное сопроти- вление одноосному сжатию осж в кгс/см2	Условное временное сопротивление от- рыву о в кгс/см2	si--
Сиенито-диорит	Микроклин 35—40, пла- гиоклаз 30, авгит 15, био- тит 10—12		2,78	930	87,4	10,6
Сиенит	Калиевый полевой шпат 46, плагиоклаз 40, пиро- ксен 10, кварц 2—3 . . .	2,70	1425	117,0	12,2
Биотитовый гранит	Полевой шпат 30, плагио- клаз 35, кварц 25, био- тит 10		2,58	748	100,0	7,5
Биотитовый гранит	Микроклин 35, плагио- клаз 33, кварц 25, био- тит 5		2,60	1021	73,0	14,0
Аляскитовый гранит	Микроклин 30—35, пла- гиоклаз 27, кварц 30—32	2,57	1004	79,9	12,6
Гранит	Полевой шпат 30—35, пла- гиоклаз 43, кварц 27 . .	2,57	854	93,6	9,1
Катаклазированный гранит	Ортоклаз 42, плагиоклаз 30, кварц 27, мусковит 1	2,54	850	86,8	9,8
Крупнозернистый гнейсо-гранит	Микроклин 33, плагио- клаз 30, кварц 25, био- тит 10		2,65	745	128,0	10,3
Кварцевый порфир	Основная масса породы кварциево-шпатовая	2,63	1374	153,7	8,9
Диабазовый порфи- рит	Плагиоклаз 50, пироксен 15—18, оливин 18—20, биотит 3—5 		2,85	832	140,4	5,9
Диоритовый порфи- рит	Плагиоклаз 50—54, рого- вая обманка 30, биотит 2—3, магнетит 2—3 . . .	2,74	845	82,1	10,3
Долерит	Плагиоклаз 40, титан-авгит 54, олнвпн 3, вулканиче- ское стекло 1	3,01	1367	134,0	10,2
Ортофир	Ортоклаз и плагиоклаз 90	2,55	1415	107,6	13,2
Ортофир	Ортоклаз л плагиоклаз 93—95 			2,61	1386	127,2	10,9
Базальт	Плагиоклаз 45—50, титан- авгит 50, хлоритизиро- ванное вулканическое стекло 5—6		3,03	1437	126,0	11,4
Диабаз	Пироксен 40—50, агрегаты кварцевых зерен 40, сфен 10		3,12	1730	290,0	6,0
Известковистый до- ломит	Кальцит 15—20, доломит 80-85 		2,78	874	75,0	И,7
12
Продолжение табл. 1
Порода	Основные породообразующие минералы в %	Объемный вес уо в гс/см3.	Временное сопроти- вление одноосному сжатию (Усж в кгс/см2	Условное временное сопротивление от- рыву Ор в кгс/см2	*1- а
Песчанистый извест-	Кальцит 		2,21	309	27,4	11,3
няк					
Органогенный из-	Кальцит 		2,01	228	33,7	6,8
вестняк					
Сахаровидный из-	Кальцит 70 		2,59	665	44,0	15,1
вестняк					
Известняк	Кальцит 		2,75	920	62,0	14,8
Контактово-изменен-	Кальцит 75—80, оливин				
ный	известняк	(форстерит) 20—25 . . .	2,82	570	103,0	5,5
(офикальцит)					
Розовый мрамор	Кальцит 90—95, серпен-				
	тин 2—3		2,71	670	70,2	9,6
Мрамор	Кальцит 		2,68	277	37,2	7,4
Мрамор	Кальцит 		2,77	860	63,0	13,6
Кварцит	Кварц 		2,66	1710	115,0	14,9
По данным Жуазеля [9] значение о' численно равно пределу
прочности при растяжении.
Близким к пределу прочности при растяжении является
условное временное сопротивление отрыву, определяемое методом,
разработанным в ИГД им. А. А. Скочинского на образцах полу-
правильной формы (пластин толщиной 25—30 мм с двумя парал-
лельными шлифованными плоскостями) путем раскалывания между
клиньями, лезвия которых устанавливают строго параллельно.
Условное временное сопротивление отрыву
оР=^,	(1.16)
гр
где Р — усилие раскалывания в кгс; Ар — площадь раскола в см2.
В табл. 1 приведены средние значения некоторых характеристик
горных пород, которые могут быть использованы в расчетах [4].
Прочностные характеристики горных пород, определенные на раз-
личных образцах, приготовленных даже из одного куска, разли-
чаются по своим значениям вследствие физической неоднородности,
различных структурных дефектов и т. п. Коэффициент вариации
может составлять 25—35%. Разброс значений показателей проч-
ности еще более увеличивается, когда характеризуется месторо-
ждение. Поэтому для правильной оценки необходимо знать сред-
ние значения и вероятные отклонения от среднего значения.
13
Распределение пород по прочности для некоторых месторожде-
ний показано на рис. 1.
Средние показатели прочности материалов могут быть исполь-
зованы при расчетах усредненных параметров, энергоемкости,
производительности, средневзвешенного размера продукта дробле-
ния. Однако этих параметров недостаточно, чтобы определить
выход обогащенного по прочности продукта дробления, наиболь-
ший размер зерна, наибольшее ударное усилие и др. Для этого
Рис. 1. Распределение пород по прочно-
сти в месторождениях:
1 — Чусовское; 2 — Арчедииское; 3 — Яб»
лоиевское; 4 — Пятовское; — содержание
групп прочности; °сж — прочность при сжа-
тии
необходимо иметь более пол-
ную характеристику проч-
ности материала, так как рас-
чет по средним значениям мо-
жет привести к серьезным
ошибкам.
В качестве дополнитель-
ного показателя прочности
Таблица 2
Значения показателя степени т
в формуле (1.17)
Порода	стр. о в кгс/см2 для d0 = 40 мм	т
Известняк Турдейский	180	0,53
Гранит Кле- совский . .	180	0,51
Диорит К-ле- совский . .	308	0,35
материала используется характеристика прочности материала
в зависимости от его размеров (масштаба). Изменение свойств
горных пород и материала в геометрически подобных образцах
разного размера принято называть масштабным эффектом, а при-
чины, вызывающие эти изменения, масштабным фактором. Для
некоторых горных пород масштабный эффект значителен. Так,
прочностные свойства углей изменяются в 10 раз и более [17].
Проведенными во ВНИИСтройдормаше исследованиями влия-
ния размера кусков на предел прочности при раздавливании образ-
цов неправильной формы размером 10—70 мм (10 < d < 70 мм)
установлена зависимость
ар=(4)та₽о’	(1Л7)
где <Тр — предел прочности, определенный по формуле (1.15) на
кусках размером d; Op. о —тот же предел прочности на кусках
14
размером d0; т — показатель степени, характеризующий масштаб-
ный фактор (табл. 2).
Для оценки точности физико-механических показателей гор-
ных пород и расчетов Л. И. Бароном предложена шкала точности,
в которой в качестве определяющего критерия принят коэффициент
вариации [2]. В горном деле расчеты считают вполне точными,
если коэффициент вариации не более 10%, практически точными —
при 10—20%; приближенными, широко используемыми в практи-
ческих расчетах, — при 20—30%; требующими большой осторож-
ности при применении к конкретным объектам — при 30—40%;
приближенными, выявляющими общие тенденции, но непригодными
для конкретного проектирования — при более 40%.
ГЛАВА II
ЭЛЕМЕНТЫ ТЕОРИИ ПРОЦЕССОВ,
протекающих в роторных дробилках
1.	ЭЛЕМЕНТЫ ТЕОРИИ УДАРНОГО ДРОБЛЕНИЯ
Механическое разрушение каменных материалов представляет
собой сложный процесс различных явлений, протекающих прак-
тически одновременно. Образованию и развитию трещин в телах
при механическом воздействии сопутствуют тепловые, химические,
электрические явления и структурные преобразования материала.
При этом общая энергия, расходуемая на дробление, превышает
примерно в 1000 раз поверхностную энергию вновь образованных
поверхностей материала [6].
Современные гипотезы не в состоянии оценить многообразие
явлений, происходящих при дроблении, хотя и дают удовлетвори-
тельные результаты для некоторых условий разрушения. Необ-
ходимо знать физическую сущность процессов, протекающих при
разрушении, чтобы обоснованно применять известные закономер-
ности и уметь оценить точность используемых уравнений. При
любом виде деформации процесс разрушения можно представить
в следующем виде. Внешние силы вызывают накопление внутрен-
ней энергии упругих деформаций. Напряжения в куске возра-
стают, пока в каком-то месте вследствие концентрации напря-
жений, вызванных местными дефектами, они не превысят предела
прочности. Начинается развитие трещины, сопровождающееся
перераспределением энергии упругих деформаций, часть которой
превращается в энергию вновь образованных поверхностей. Эта
часть энергии и является полезной энергией дробления. Остальная
энергия уходит главным образом на упругие деформации сжатия
и рассеивается в виде тепла и других видов энергии.
Дробилки как статического действия (щековые, конусные, вал-
ковые), так и ударного действия (роторные, молотковые, центро-
бежно-ударные) вызывают в дробимом материале все виды дефор-
маций, среди которых преобладает сжатие. Дробилки первой
группы отличаются от дробилок второй группы меньшими скоро-
стями нарастания напряжений, обусловленными соответствую-
щими скоростями приложения нагрузок. Однако строгой границы
между дробилками по этому признаку установить нельзя. Сами же
процессы разрушения в дробилках той и другой группы, как
утверждает Н. Moiling, принципиально не отличаются. Различие
следует искать в способе передачи энергии или в механизме воз-
действия рабочего органа на дробимый материал. Таких механиз-
мов можно назвать три:
16
1)	кусок подвергается нагружению между двумя твердыми
сближающимися поверхностями рабочих органов. Усилие, созда-
ваемое одной из поверхностей, уравновешивается реакцией, воз-
никающей на другой поверхности;
2)	кусок подвергается воздействию со стороны только одной
поверхности рабочего органа. Возникающее при этом усилие
уравновешивается силами инерции массы самого куска. Инер-
ционная сила, равная произведению массы куска на его ускорение,
должна быть достаточной для создания разрушающих напряжений;
3)	кусок разрушается без соприкосновения с рабочими поверх-
ностями под действием напряжений растяжения, возникающих
от центробежных сил при вращении куска вокруг своего центра
тяжести.
Дробилкам первой группы присущ первый механизм воздей-
ствия, дробилкам второй группы — все механизмы воздействия,
но преобладает второй и в меньшей степени третий механизм воз-
действия. В роторных дробилках второй механизм воздейст-
вия в дальнейшем будем называть односторонним ударом,
а первый — двусторонним. Оба механизма воздействия могут воз-
никать одновременно.
В настоящее время процесс дробления в роторных дробилках
ударного действия рассматривают как с позиций классической
механики, так и волновой. Классическая механика предполагает
приложение сил удара к центру инерции тел, а сами тела при
упругом ударе — абсолютно твердыми.
*4 На основе закона количества движения и импульсов сил вы-
ведены формулы, описывающие удар двух абсолютно упругих или
неупругих тел с массами т1 и т2 и скоростями до удара Vo и t'o
соответственно.
При абсолютно упругих телах
Скорость движения тела / после удара
Vi = Ц> — 2
МКЛ)
ЯЦ "4" ^2
При Vo = О
(mt — m2) v0
«1 + ^2
Скорость движения тела 2 после удара
Ц2 = VO 4-- 2
ml(VQ~Vo)
mt m2
При Vo = О
2 В. А. Бауман
2mii>o
с/о —	;	•
+ т2
Т .- •
Кинетическая энергия до удара
стоянной:
и после удара остается по-
Эо 5о
тД m2V0
2'2
«1Н m2Vl
2	2’
Энергия, отдаваемая телом с массой mr телу с массой т, при
vo = О,
2 2
mlV0
Д = 2гп2
При неупругих телах
Скорости движения тела 1 и тела 2 после удара одинаковы и
равны:
m\V0 + т2°0
При Vo — О
v^v2 =
т^р
т1 + т2 '
Кинетическая энергия тел 1 и 2 до удара
Кинетическая энергия тел 1 и 2 после удара
q I о _ (ml^o + m2^o)2
2 (mx + m2) 
Разность этих кинетических энергий представляет собой по-
терю энергии, расходуемую на деформацию тел:
Эр = (Эо + Эо)--(Э1+Э2) = 2„ ,d--
При v'o = 0
mlm2V0
Р 2 (mt m2)
Формулы механики, описывающие удар упругих тел, не по-
зволяют рассчитать время удара, напряжения в соударяемых телах
и ускорения. Волновая теория учитывает время действия ударной
нагрузки и напряжение при ударе. Эту теорию экспериментально
подтвердил Рамсауер. Для экспериментов он использовал изго-
товленные из одинакового материала и с одинаковым поперечным
сечением стержни массой т1 и т2 длиной соответственно lY и
/2 = 31г. Стержни сталкивались между собой, причем стержень
массой тг двигался со скоростью v0, стержень массой т2 находился
в покое.
18
Положение и напряженное состояние стержней, возникавшие
в ходе эксперимента через одинаковые промежутки времени Д/,
за которые волна упругости распространялась на расстояние—,
показаны на рис. 2. До соприкосновения со стержнем массой т2
стержень массой двигался со скоростью о0. После обмена удар-
ными импульсами в момент 3, скорость слоев стержня массой т1,
прилежащих к поверхности контакта, уменьшается на , а ско-
рость движения слоев стержня
От поверхности контакта, ко-
торая двигалась со скоростью
Со
-у-, удар распространяется в
массах стержней со скоростью
звука.
К моменту 4, когда волна
сжатия достигает половины
длины стержня массой т1, сво-
бодная половина этого стержня
будет продолжать движение со
скоростью v0, пока волна не
пройдет весь стержень массой
nii и не отразится от его по-
верхности. Сжатие стержня
прекратится, и начнется его
разгрузка слева направо. Волна
разгрузки достигнет места кон-
такта в момент 7. С этого мо-
мента стержень массой т} раз-
гружен, а в стержне массой т2
начнет разгружаться сжатая
зона слева направо. Сжатой
останется зона стержня массой
°	v п
массой т2 увеличивается на .
I
г
5
4
5
6
7
а
9
I— ' 11------------------ 	-	—
I I ------------------------- ---------------------
...........  mill - -	—7-J
1111!1111111111!111НН1Ш1|1||||	---------
г .......................	------
* г —............................	........
।	1 । titimiiiiiiuuiimi'miini —
Г" ~r iiiiiiiiiiiiinimTTW
I "1 стержень без напряжения
1!Ш1!11ПГП1П —" — сжатый
---- — растянутый
Рис. 2. Схема эксперимента Рамсауера
т2, имеющего длину 2/. Когда
волна сжатия достигнет правого конца стержня массой т2, его
части освободятся от нагрузки и получат скорость о0. У конца
стержня возникнет волна разгрузки, которая начнет распростра-
няться справа налево, навстречу волне разгрузки. Распростране-
ние волн разгрузки будет продолжаться, пока напряжение сжа-
тия стержня массой т.> не снимется в момент 11. В этот момент
правая часть стержня массой т2, длиной будет двигаться
вправо со скоростью v0, левая же останется неподвижна, что вы-
зовет волну растяжения, которая распространится в обе стороны
и по достижении поверхности контакта отделит стержень массой
т2 от стержня массой т1.
В результате стержень массой тл останется неподвижным,
а стержень массой т2 начнет двигаться направо толчками. Отдель-
2*
19
ные его части в зависимости от момента времени будут двигаться
ГД V П
со скоростью 0, и v0.
Таким образом, по теории волновой механики поверхность
1
контакта в момент удара движется со скоростью v = у и0, после
удара тело т1 остается на месте. По теории удара на основе клас-
сической механики скорость движения поверхности контакта v =
v (ЛЬ vn
~ т^т = 4 и тел0 должно двигаться после удара на-
лево со скоростью . Если стержни массами т1 и т2 одинаковы,
обе теории должны давать один и тот же результат.
В схеме, приведенной Рамсауером, время удара равно времени
прохождения волны в обе стороны по более короткому стержню
(стержню массой /и,):
_2^
УД- а ’
-[ /~ Е
где а = у — — скорость распространения волн напряжения
в данном материале; Е — модуль первого рода при продольной
волне; р — плотность материала.
Напряжение, возникающее в теле вследствие удара (при Vo = 0),
<у =	\ Ер.
В ударе участвует вся масса стержня т1 и часть массы стерж-
ня т2. Эта часть называется критической и для стержней опре-
деляется формулой
/ИКр - /удрп5,
где S — площадь поперечного сечения стержня.
Рассмотренные положения теории удара на основе волновой
механики действительны для случаев, когда длина соударяющихся
тел намного больше поперечных размеров, соприкасающиеся торцы
абсолютно плоски, а касание при ударе происходит одновременно
по всей плоскости.
Лаборатория бурения Института горного дела АН СССР
(проф. В. К- Бучнев и д-р техн, наук Е. В. Александров) предло-
жила объединить классическую и волновую теорию удара и опре-
делять критическую массу по волновой теории с учетом изменения
податливости торца, а скорости после удара и отдаваемую энергию
рассчитывать по формулам классической теории, подставляя
вместо большей массы т2 критическую массу ткр.
Тогда
У _ 2>Мо .
2 гщ + ткр ’
(mi — ткр) v0
V. =------:-----;
^кр
20
энергия, отдаваемая массе т2,
9	4т1°о
2	2 (тх + ткр)3 ’
коэффициент передачи энергии
—	4/И1Ц0	. т1Ц0 „ л
2 (/«iткр)2 2	(^i -J- ткр)2
Ни одна из приведенных теорий не рассматривает разрушение
тел и не дает методов расчета объемов разрушений. Использование
теорий удара в прикладных расчетах становится возможным при
пополнении общих аналитических закономерностей эксперимен-
тальными.
Для понимания природы ударного напряжения в камне и его
разрушения рассмотрим результаты исследований на стеклянных
образцах, проведенные методом фотоупругости в МИСИ
им. В. В. Куйбышева и во ВНИИСтройдормаше [10]. Известны
также и другие работы в этой области [18, 19]. Для создания
условий, подобных происходящим в роторных дробилках, образец
закреплялся на специальных опорах и удар по нему наносился
бойком снизу Образцом служила пластина толщиной 1,5 мм,
длиной 45 мм и шириной 30 мм. Ударная нагрузка создавалась
с помощью специального копра с отделяющимся бойком массой
4,3 г. Скорость бойка изменялась от 16 до 40 м/с. Процесс обра-
зования и развития трещин фиксировался теневым методом съемки
при снятых поляроидах, частота съемки составляла 1 500 000 кад-
ров в секунду.
От удара бойка в пластине возникала продольная волна, на-
блюдаемая при скоростях ударника более 20 м/с. Скорость этой
волны достигала в среднем 4700 м/с. Так как при скоростях
ударника менее 20 м/с энергия удара была незначительной, про-
дольная волна на кинограммах не регистрировалась. Одновре-
менно с этим в теле пластины появлялись интерференционные по-
лосы, являющиеся геометрическим местом постоянной разности
главных напряжений оу—о2. Полосы образовывались в виде колец,
исходящих из точки удара. Порядок расположения полос в пер-
вых кадрах (/—10) кинограмм (рис. 3) соответствует линиям рав-
ных напряжений, аналогичных полосам, возникающим при воз-
действии сосредоточенной вертикальной статической нагрузки на
упругую полуплоскость. Примерно на 9 кадре продольная волна
достигла противоположного края пластины и отразилась от него.
В последующих кадрах стройная интерференционная картина
в пластине нарушилась. Этому также способствовало появление
и развитие трещин.
В кинограммах, полученных при скоростях бойка более
20 м/с, отмечено просветление нижней грани, которое соответ-
ствует разности главных напряжений с порядком полосы т = 0,5
21
Рис. 3. Кинограмма полос ох — о2 в модели при ударе бойком со скоростью 36 м/с:
22
(рис. 3, кадры 3—13). Знак этого напряжения указывает на растя-
жение.
В соответствии с образовавшимся напряженным состоянием
в пластине начинают появляться и развиваться трещины (рис. 4).
Для скорости удара более 20 м./с образованию трещин предше-
ствует появление зоны смятия пластины, которая образуется
в месте контакта бойка А и образца Б. Образование этой зоны рав-
носильно разрушению при сжимающей статической нагрузке 17].
Материал в зоне контакта разрушается в результате отрыва и
Рис. 4. Кинограмма распространения трещин в модели при ударе со скоростью
35 м/с:
I —24 — номера кадров
«выворачивания» зерен при неравномерном сжатии, а в разрушен-
ном в порошок материале устанавливается распределение давле-
ний, сходное с гидростатическим. У границы зоны неразрушенный
материал находится в состоянии сжатия по направлению ударного
воздействия, а в состоянии растяжения — перпендикулярно
к нему. У границы зоны раздробления возникают радиальные
трещины, которые развиваются в радиальном направлении под
действием растягивающих усилий. Время появления трещин из
зоны удара составляет 3—26 мкс после начала удара и зависит
от дефектов в образце, скорости ударника и напряженного состоя-
ния пластины. Скорость движения радиальных трещин из зоны
колеблется в пределах 1200—1560 м/с.
23
Одновременно с радиальными трещинами над зоной раздробле-
ния возникают кольцевые трещины, которые образуются сразу
на всю длину полукольца или части кольца между двумя сосед-
ними радиальными трещинами. Направление кольцевых трещин
соответствует линиям наибольших касательных напряжений и вы-
звано микроусилиями сдвига.
При скорости удара более 20 м/с величина волн напряжений
оказывается настолько интенсивной, что в пластине со стороны,
противоположной удару, образуются трещины. Они появляются
через 10—15 мкс после начала удара. Трещины направлены по
вертикали в сторону удара с ярко выраженным кольцевым
фронтом движения. Скорость распространения их 1800—
2000 м/с.
Трещины образуются в результате растягивающих напряже-
ний, действующих вдоль верхнего контура и внутри пластин и вы-
званных отраженной продольной волной.
Рис. 5. Схема действия основных сил в разных зонах модели и образование
трещин
В непосредственной близости от места удара на нижней грани
пластины под действием растягивающих напряжений и имею-
щихся там дефектов и неровностей возникают трещины с началь-
ным направлением, перпендикулярным к нижней грани пластины.
В дальнейшем развитие трещин происходит под действием напря-
женного состояния в пластине и естественных ослаблений, при-
водящих к концентрации напряжений. В местах прохождения
трещин напряжение быстро падает.
Из анализа напряженного состояния пластины, а также обра-
зования и развития трещин разрушение образца может быть пред-
ставлено простой схемой в соответствии с действующими силами
на микроплощадках (рис. 5). Если рассматривать разрушение
образца по отдельным фазам, то нетрудно установить, что под дей-
ствием больших контактных напряжений возникают зоны раз-
дробления (рис. 5, а), затем у границы этой зоны в результате
растягивающих усилий образуются радиальные трещины (рис. 5, б),
одновременно появляются кольцевые трещины над зоной контакта
по линии наибольших касательных напряжений (рис. 5, в) и тре-
щины в непосредственной близости от зоны контакта на нижнем
контуре пластины от растягивающих напряжений (рис. 5, г). От
24
растяжения на фронте продольной волны возникают вертикаль-
ные трещины на стороне, противоположной удару (5, д').
Разрушение стеклянных образцов показало, что характер на-
пряженного состояния и деформации резко нарушается из-за
быстро развивающихся трещин, структурных дефектов и неопре-
деленной формы камней; применить для описания последствий
удара волновую теорию в том виде, как она сформулирована, пред-
ставляется затруднительным.
Вопрос о применении для описания последствий удара класси-
ческой теории удара упругих или неупругих тел должен быть
решен экспериментальным путем. Для этого во ВНИИСтройдор-
маше было проведено экспериментальное исследование динамики
ударного дробления.
Рис. 6. Конструктивная схема баллистического стенда:
7 — заряд пороха; 2 — электромагнитный спуск курка; 3 — инерционная
масса пушки; 4 — боек; 5,7 — мембранные амортизаторы; 6 — ствол;
8, 9,	10,	11 — проволочные мишени; 12 — разрушаемый образец;
13 — камера разрушения образца; 14 — амортизатор бойка
Поскольку для теории дробления камня в дробилке важным
является влияние удара па характер разрушения камня или, иными
словами, на гранулометрический состав продукта дробления, сте-
пень дробления, количество мелких материалов и другие показа-
тели, характеризующие качество продукта и эффективность дро-
билки, главным предметом исследования были определение коли-
чества энергии, поглощаемой камнем при ударе, и влияние погло-
щенной энергии на характер продукта дробления. Конструктивная
и электрическая схемы баллистического стенда, на котором осу-
ществлялось исследование, показаны на рис. 6 и 7.
Образцы камня разрушали на стенде металлическим бойком,
выстреливаемым из пушки. Вылетевший из ствола боек на пути до
удара и на взлете после удара проходил по две проволочные ми-
шени. Возникающие при этом импульсы тока записывались на
ленте осциллографа для определения скорости бойка. Полет бойка
и процесс разрушения образца снимались с помощью скоростной
кинокамеры, которая включалась одновременно с осциллографом.
Управление стендом осуществлялось с общего пульта.
Образцы для изучения энергетики удара и гранулометрического
состава продукта разрушения изготовляли из габбро, гранита
25
и известняка. Гранит и габбро были приняты как наиболее одно-
родные по структуре материалы, а известняк представлял интерес
как материал, наиболее пригодный для измельчения в роторных
дробилках ударного действия. Поперечное сечение образцов 50 х
X 50 мм, длина 38, 50 и 75 мм.
Фактическая энергия удара, переданная бойком образцу камня,
Рис. 7. Электрическая схема баллистиче-
ского стенда:
1 — шлейфовый осциллограф; 2 — проволоч-
ные мишени; 3 — аккумуляторная батарея;
1, II, 111 — контакты включения; IV — вход
шлейфового осциллографа; ЭМ — электро-
магнит пуска курка; Дъ н Д3 — двига-
тели киносъемочной камеры и пылесоса; JIit
Л2, Л3 и Л4 — лампочки подсвета экрана;
JIATP-1 — автотрансформатор; R2, Д3,
— подстроечные сопротивления
Рис. 8. Зависимость энергии, от-
данной образцу, от соотношения
масс соударяемых тел:
1 — при вполне упругом ударе; 2 —
прн неупругом ударе; 3 — энергия
разрушения при неупругом ударе
где т1 — масса бойка в кгс с2/м; о0 и и, — истинная скорость
бойка соответственно до и после удара в м/с.
Энергия, которая могла быть передана камню при вполне упру-
гом ударе и начальной скорости бойка до удара п0,
2v^lm2
ly ~ ("»i + "'г)2 '
5
В предварительных опытах среднее значение отношения -~-
составляло 0,96, а отклонения от среднего значения не превышали
±6%; таким образом, точность экспериментов может быть оце-
нена пределами отклонения 6%.
Основные эксперименты, в которых значения Э± и Э1у опре-
делялись тем же методом, что и в предварительных экспериментах,
показали, что для всех случаев энергия, поглощаемая камнем
массой т2 на разрушение и изменение скорости осколков от 0 до
п2, меньше энергии, поглощаемой телом массой т2 при вполне
26
упругом ударе, и больше энергии, поглощаемой телом массой пг2
при неупругом ударе (рис. 8).
По способности поглощать энергию разрушаемый камень стоит
ближе к упругим телам, чем к пластичным.
Если — > 1, отношение энергии, отданной бойком при
/Ид
ударе, к расчетной величине энергии вполне упругого удара со-
ставляет = 0,9ч-0,95. При — < 1 значение этого отноше-
Э1У	/и 2
ния увеличивается до 0,98. Следовательно, количество энергии,
поглощаемой камнем Э2, можно в первом приближении принять
равным энергии, передаваемой при вполне упругом ударе Э1у,
с учетом коэффициента = 0,9ч-0,95:
9
* = лэ1у = 2Ы(ЙГ^51.
Поскольку по сравнению с массой камня т2 массу ротора
тг с известным приближением можно принять бесконечно
большой, то
Э2 = 20о
2
туп2
(/щ-фта)2
(2-1)
По результатам опытов скорость, приобретаемая осколками
камня, также занимает промежуточное положение между скоро-
стями тела массой т2 после вполне упругого и неупругого ударов.
Большая часть поглощаемой камнем энергии расходуется на из-
менение скорости осколков, меньшая — на разрушение, так как
по механическим свойствам разрушаемый камень ближе к упру-
гим телам, чем к пластичным.
Если в соответствии с законом количества движения принять
среднюю скорость разлетающихся осколков камня с массой т2
после удара равной
= ггцу0 —
где п0 и v± — начальная и конечная скорости ударяющего тела
массой mlt то энергия, идущая на разрушение образца, составляет
50—80% энергии, поглощаемой на деформацию пластичного тела
с той же массой т2 при тех же условиях удара. Можно предпо-
лагать, что в роторных дробилках, где осколки камня обычно
ударяются об отражательные плиты или о камни, находящиеся
в дробящем пространстве, со скоростью, достаточной для дальней-
шего разрушения, эта энергия больше.
27
Анализ гранулометрических составов продукта разрушения
образцов камня показал, что степень разрушения образцов зависит
от количества поглощенной ими энергии независимо от того, до-
стигнуто ли это количество энергии первоначальной скоростью
бойка или его массой.
На рис. 9 показаны некоторые из обработанных графиков про-
дукта дробления образцов габбро размером 5 х 5 х 3,8 см. По
оси абсцисс отложена обратная
величина 1/d (в мм-1 • 102) —
показатель удельной поверхно-
сти частиц зерновой смеси, т. е.
площадь, образованная осями
координат и графиком зернового
Рис. 9. Графики зернового состава
продукта дробления образца габ-
бро, полученные при следующих
значениях поглощенной энергии
3,
в кгс- м и скорости ударника у<>
в м/с соответственно:
Рис. 10. Зависимость образования мел-
ких фракций от величины энергии, погло-
щенной образцом:
1 — фракция 0 — 6,3 мм; 2 — фракция
0 — 3.2 мм
1 — 11.1 и 30,3; 2 — 19,5 и 40,0; 3 —
11,3 и 18,5; 4 — 17,5 и 23,1; 5 — 43,9
и 36,6
состава, является показателем общей поверхности частиц зерно-
вой смеси. Из графиков видно, что наибольшую поверхность зер-
новой смеси составляют фракции 0—3,2 мм и 0—6,3 мм.
Исследования по дроблению образцов показали, что опреде-
ляющим параметром разрушения образцов является энергия, по-
глощенная образцом. Тогда, если принять линейную зависимость
вновь образованной поверхности от количества поглощенной
энергии образцом, то основная часть энергии, идущая на разру-
шение, будет пропорциональна произведению обратной величины
размера мелких частиц Md на их количественное содержание в про-
дукте дробления. Это положение подтверждается графиками
' (рис. 10), в которых по оси абсцисс отложена энергия Э1у на осно-
Э т	и
вании пропорциональности Э1у == при —1- > 1.
28
Характер графиков g = f (Э1у) одинаков для всех испытанных
материалов и всех соотношений соударяющихся масс.
Кривая зависимости, приближенно выраженная прямой, пере-
секается с осью абсцисс в точке, соответствующей такому коли-
честву энергии Эо, которое почти полностью расходуется на из-
менение скорости камня и не разрушает его. Расстояние между
началом координат и точкой пересечения оси абсцисс с кривой,
а также наклон кривой к оси абсцисс зависят от рода материала.
График на рис.. 10 действителен для случая, когда поперечное
сечение образца равно 25 см2. Поскольку на практике камни имеют
произвольное поперечное сечение, целесообразнее рассматривать
Рис. 11. Зависимость gi [ (е)
Рис. 12. Схема распреде-
ления энергии, поглощен-
ной камнем при ударе
не всю энергию Э2, приходящуюся на поперечное сечение 25 см2,
а энергию е, приходящуюся на 1 см2 поперечного сечения камня:
е — —
25 ’	°	25 ’
Зависимость будет в этом случае соответствовать схеме, при-
веденной на рис. 11, а ее аналитическое выражение примет вид
.. _ gi {et — е0)
1 (ei — е0) ’
где gt — количество материала продукта дробления, проходя-
щее через какое-либо мелкое контрольное сито, при удельной
поглощенной энергии е(-; g± — количество материала, определенное
опытным путем для какого-либо значения ег.
Баланс энергии, поглощенной камнем при ударе, может быть
представлен в виде графика (рис. 12), на котором по абсциссе
откладывается энергия, отданная бойком при ударе, а по орди-
нате — ее распределение на разрушение камня Эр и на изменение
скорости камня или его осколков 3V. Излом кривой расхода энер-
гии в точке А объясняется тем, что до точки А энергия Эх = а
расходуется только на изменение скорости, а выше этой точки
часть ее уходит на разрушение камня. На участке АБ форма
кривой требует дальнейшего уточнения;
29
Рассмотрим, от каких параметров это граничное состояние
зависит. В выражение (2.1), полученное для энергии, поглощаемой
камнем при ударе, подставим т2 = pds, где р — плотность мате-
риала; d — размер частицы. Тогда энергия, отнесенная к единице
поперечного сечения зерна,
е = —°-=	(2.2)
При е 5» е0 начинается разрушение камня. Значение е0 не-
одинаково для различных материалов, оно изменяется также в за-
висимости от размера разрушаемого материала.
Следует обратить внимание на то, что более крупные зерна
материалов содержат большее количество трещин и являются
менее прочными, чем мелкие зерна. Особенно велика разница
в прочности материала в спектре малых размеров зерен, измеряе-
мых несколькими миллиметрами.
Прочность материала в зависимости от его размеров может
быть охарактеризована выражением
е0 = — •	(2.3)
° dm	v ’
Тогда, подставив в выражение (2.2) вместо е его значение из
выражения (2.3), получим
dvz0 = С,
(2.4)
т+7 к
где С = у 2^. 2р — константа, характеризующая горную по-
2	1
роду; z = —г-;--показатель степени.
Таким образом, критерием оценки ударного воздействия по
камню является произведение dv*. Если оно меньше постоянного
значения С для данной горной породы, то камень не разрушается;
если больше, то удар происходит с разрушением. Эти положения
хорошо согласуются с результатами работ М. С. Гофмана. Послед-
ний исследовал разрушение шаров разного диаметра и определил
границу высот сбрасывания шаров, при которой шары раскалы-
вались. По результатам опытов были вычислены средние скорости,
при которых шары разбиваются (табл. 3). Среднее значение пока-
зателя z для результатов испытаний равно 2,65.
Анализ соотношения (2.4) для определенного вида горной по-
роды показывает, что для данной скорости удара существует гра-
Q
ничное зерно размером dKP' = — , мельче которого частицы дро-
vo
бимого материала раскалываться не будут. Этот размер частицы
можно назвать критическим размером продукта дробления. Такая
четкая граница разделения возможна при идеальных условиях
постановки опыта: зерна одного размера и имеют шлифованную
30
поверхность контакта, структура и физические параметры их оди-
наковы. Однако в действительности условия дробления горных
пород в роторных дробилках значительно отличаются от идеальных.
Дробимый материал представляет собой куски неопределенной
формы, отличающиеся также
показателями прочности, а удар-
ные воздействия неодинаковы
вследствие преобладания экс-
центричных ударов. Все это
приводит к тому, что зерновая
структура продукта дробления
получается неоднородной и чет-
кой границы неразрушаемых
зерен установить не предста-
вляется возможным. Для дро-
билок среднего и мелкого дроб-
ления при некоторых условиях
(§ 2, гл. II) можно определить
размер dKp.
Пользуясь соотношением
(2.4), можно также показать су-
Таблица 3
Средние скорости в м/с,
обеспечивающие дробление шаров
Материал шаров	Диаметр шара в мм		
	50,8	25,3	12,7
Высокопрочный цемент ....	9,9	12,8	15,4
Портландцемент	7,5	8,7	12,7
Глиноземистый цемент ....	6,6	7,8	12,0
Портландцемент с песком . . .	5,3	7,4	9,9
ществование критической скорости удара пкр = у -j для данного
размера частиц горной породы. Известны работы, в которых кри-
тическая скорость удара определялась графическим путем по по-
лученной закономерности влияния скорости на показатели про-
дукта дробления в роторных дробилках.
2. ОПРЕДЕЛЕНИЕ КРИТИЧЕСКОГО РАЗМЕРА ЗЕРЕН
ПРОДУКТА ДРОБЛЕНИЯ И ОКРУЖНОЙ СКОРОСТИ
РОТОРА
Формула (2.4) может быть использована для определения раз-
мера наибольшего куска в продукте дробления при окружной
скорости ротора vp или определения необходимой окружной ско-
рости для получения заданного размера наибольшего куска про-
дукта, если в дробилке созданы условия, при которых: 1) каждый
кусок и его части получают столько ударов, сколько это требуется
для достижения критического размера его частей; 2) куски, раз-
меры которых приближаются к критическим, получают прямые
центральные удары бил со скоростью пр; 3) куски, достигшие
критического размера, не могут быть зажаты между билом и ниж-
ней кромкой отражательной плиты, т. е. размеры выходной щели
достаточны для свободного прохода кусков размером dKp.
Чтобы практически использовать зависимость (2.4), надо знать
численные значения Сиг. Для разрушения куска необходимо,
чтобы энергия удара была достаточной для разрушения, и силы,
возникающие при ударе, должны вызвать в куске материала на-
31
пряжения, превышающие предел прочности при растяжении. Пер-
вое условие можно назвать «энергетическим», второе — «силовым».
Уравнение (2.4) выведено из первого условия. Чтобы найти зна-
чения Сиг, следует воспользоваться вторым условием.
Доказано, что разрушающие кусок напряжения возникают
при одинаковых усилиях Р независимо от того, приложены эти
силы с двух сторон, как результат сжатия куска между двумя
плоскостями, или с одной стороны вследствие одностороннего
удара [9]. В последнем случае противодействие силе Р оказывают
силы инерции массы куска. Это положение основывается на том,
что время распространения трещин в разрушаемом куске на
порядок и более превышает время приложения нагрузок, встре-
чающихся в роторных дробилках.
Исходя из «силового» условия необходимо, чтобы ударная
сила Ру, возникающая вследствие инерции куска, была равна
силе Р, необходимой для его разрушения, т. е. должно удовле-
творяться равенство
Ру = Р-	(2.5)
Выразив эти силы через размеры куска, характеристики проч-
ности материала и скорость удара, можно найти искомую зависи-
мость.
Из уравнения (4.7) ударная сила в кгс
n 2S₽
где Sp — ударный импульс в кгс-с; ty — время удара в с.
Подставляя значения ударного импульса и времени удара из
уравнений (4.5) и (4.8), получаем
где Кт — коэффициент активной массы; при центральном ударе
0,5dj) уд
можно принять 7Cm—1; тк = —gg^---------масса куска в кгс• с2/м,
которая на основании зависимостей (1.2) и (1.3) может быть
выражена через размер куска dKP в см и его объемный вес у0
в гс/см3; Kt, п — характеристики влияния свойств соударяющихся
тел на время удара; k — коэффициент восстановления соударяю-
щихся тел (куска и била).
Подставив перечисленные значения в уравнение (2.6), получим
ударную силу в кгс
Р — (1 + z~ * (К V vi+n	(2 7)
у ~ 9810Л) КР?О ₽ •
32
Усилие, необходимое для разрушения куска, находится из
формулы (1.15). Если принять V = 0,5^кр [см. формулу (1.3)],
то получим
d2 ,
Данная зависимость справедлива при условии, что величина Ср
определена при раздавливании кусков размером dKp, так как
предел прочности обычно уменьшается при увеличении размера
куска (см. § 4, гл. I). Для кусков размером 10—70 мм, т. е. в ин-
тервале максимальных кусков продукта дробления, встречающихся
в практике дробильных фабрик, зависимость предела прочности
от размера куска приближенно выражается так [см. фор-
мулу (1.17) ]:
°р	°р°’	(2.9)
где т — показатель степени, характеризующий масштабный фак-
тор; Оро— предел прочности при раздавливании образцов не-
правильной формы размером d0.
С учетом зависимости (2.9) выражение (2.8) принимает вид
d™ d2~m ,
_ u0 uKp ,
И ~ 1,59 Стр0'
Приравнивая силу Ру из выражения (2.7) к силе Р, необходи-
мой для разрушения, получаем
1
• -1+n	/	ят д-	' \ 14-т
^Р+т = [б175^|^)	.	(2.10)
Таким образом из «силового» условия можно получить то же
уравнение (2.4), в котором постоянная
С =
6175
(1 + k) Yo
1
1-f-zn
Величина постоянной С зависит от предела прочности и объем-
ного веса дробимого материала, коэффициента восстановления
соударяющихся тел (куска с билом), характеристик влияния
свойств дробимого материала на время удара Kt и п и масштаб-
ного фактора т.
Показатель степени при скорости удара пр
1 -4- п
Z — -j—)—.
1 т
Его величина зависит от характеристики п влияния свойств
дробимого материала на время удара и масштабного фактора т,
3 В. А. Баума
33
учитывающего влияние размера куска на предел прочности при
раздавливании куска неправильной формы.
Практическое использование формулы (2.10) требует знания
ряда характеристик дробимого материала, которые пока еще не-
достаточно изучены. Однако для некоторых конкретных случаев
она может быть использована.
Если принять т « 0,5 (см. табл. 2) и предел прочности Ор0
определять на образцах размером d0 = 4 см, а значения Kt, п и k
принять соответственно равными 0,005, 0,5 и 0,45, полагая, что
эти величины для других материалов изменяются незначительно,
то будем иметь
^кр^р
(2.П)
Отсюда необходимая окружная скорость в м/с для получения
продукта, содержащего куски размером не более dKp,
_ 12,2/рро\2/з
р —' 4р \ Yo /
(2.12)
или при заданной окружной скорости ротора ар максимальный
размер продукта дробления в см
12,2 (Чо
ур ( Y° /
4р =
(2.13)
Заметим, что величина является характеристикой дро-
бимости кусков размером 4 см материала во взвешенном состоянии.
Формулы (2.11)—(2.13) выведены в предположении об относи-
тельном постоянстве величины т, равной 0,5, в связи с чем для
материалов, имеющих характеристику влияния масштабного эф-
фекта, отличную от этой величины, расчетные значения п и dKp
будут иметь некоторую погрешность. Более точные результаты
при вычислении необходимой окружной скорости могут быть по-
лучены, если значение ор определено на кусках размером dKp.
В этом случае
- 3ЛТТ
УР = 7,7 V \ Yo <*кр )
(2.14)
Для некоторых материалов, приведенных в табл. 1, критические
скорости, подсчитанные по формуле (2.14), при получении макси-
мальных кусков 5 и 70 мм составляют соответственно: для диаба-
зового порфирита (ор = 140 кгс/см2; у0 = 2,85 гс/см3) 163 и
28,2 м/с; для известковистого доломита (ор = 75 кгс/см2; уо =
= 2,78 гс/см3) ПО и 19 м/с для органогенного известняка (ор =
— 33,7 кгс/см2; у0 = 2,01 гс/см3) 80 и 14 м/с.
31
Формулами (2.12) и (2.14) можно пользоваться при выборе
окружной скорости в дробилках среднего и мелкого дробления,
а формулой (2.13)—для определения максимального размера
зерна d5 в продукте дробления на тех же дробилках, если соблю-
даются условия, оговоренные в начале раздела, и размер щели s
примерно равен <Др. Для практических расчетов можно с достаточ-
ным приближением принять d-a = dKp. Однако если ширина вы-
ходной щели s больше размера dKp, продукт дробления будет
содержать куски d5 > dKp. И наоборот, если щель меньше этого
размера, то d5 < dKp.
Экспериментальные исследования зависимости отношения ~р~
UKp
от — на шести различных промышленных дробилках и экс-
“кр
периментальной модели, имеющей трехкамерную схему и ротор
диаметром £>р = 670 мм и длиной L
казали, что
р = 300 мм, в 19 опытах по-
(2.15)
# = 0,5 (1 +/-),
“кр	\	“кр/
на основании чего фактический размер наибольшего зерна про-
дукта дробления описывается формулой
d6 = 0,5 (4р + s),
где dKP определяется по формулам (2.10) или (2.13).
Формула (2.15) позволяет учесть влияние размера выходной
щели на максимальный размер продукта дробления. Вычисленные
по формулам (2.11) и (2.15) размеры d5 могут отличаться от дей-
ствительных не более чем на 45% с вероятностью 90%. Фор-
мула (2.15) для дробилок среднего и мелкого дробления типа
СМД-75, СМД-94 дает более высокую точность, чем для дробилок
крупного дробления, где вероятность выброса недодробленных
кусков выше.
3. ОПРЕДЕЛЕНИЕ ЧИСЛА УДАРОВ, НЕОБХОДИМОГО
ДЛЯ ПОЛУЧЕНИЯ КРИТИЧЕСКОГО РАЗМЕРА ЗЕРЕН
При конструировании роторных дробилок надо знать необхо-
димое число центральных ударов по куску размером D и его
частям, чтобы продукт дробления содержал куски, не превышаю-
щие размер dKp, и какое для этого нужно число попаданий на
ротор. Ответы на эти вопросы можно получить из «энергетического»
условия. Удельный расход энергии в квт-ч/м3 (см. § 3, гл. III)
Q ~W^\dCB d)>	(2Л6)
где N — мощность, затрачиваемая на дробление, в квт; и>др—энер-
гетический показатель в квт-ч/м2; dc- — размер средневзвешен-
ного продукта дробления в м; Q — производительность в м3/ч.
3*	35
Энергия, отданная ротором куску массой тк при одном ударе
со скоростью пр,
тЛ 0 + *)2
2	•
Расход энергии в квт-ч, отнесенный к 1 м3 дробимого мате-
риала,
Е V2p0+k)2
V 2 0.5D3	'
Рис. 13. Зависимость размера наибольшей частицы d5 продукта дробления от
размера исходного куска D при единичном центральном ударе:
1 — Up = 40 м/с; 2 — Up = 30 м/с; J — и^ — 20 м/с; —---------— известняк шДр =
= 0,019 квт-ч/м2; ------- — гранит = 0,04 квт-ч/м2; — размер после первого
удара при исходном размере куска 450 мм; d^ — размер после второго удара при исход-
ном размере куска d$; d^ — размер после третьего удара при исходном размере куска
dgl; d^ — размер после четвертого удара при исходном размере куска d^
Выразив массу куска через его размеры и удельный вес и про-
изведя сокращения, получим
Е Ур(! + *)2
V 7.2103	‘
-	м
Приравнивая выражения (2.16) и (2.17) и полагая, что -г- =
* “св
= 3 для наиболее часто встречающихся характеристик распределе-
ния крупности, получаем размер максимального куска в м в про-
36
дукте дробления в результате одного удара по куску раз-
мером D в м:
I1 +*)'2	1
7,2- 103т>др + D
Общий характер зависимости подтверждается результатами
дробления на роторных дробилках, показывающими почти про-
порциональное возрастание степени дробления с увеличением
крупности загружаемых кусков. Поэтому формулу можно исполь-
зовать для оценочных расчетов, которые показывают, что кусок
в зависимости от числа попаданий на ротор пп при
различной вероятности Рц центрального удара с од»
ного попадания
размером D = 450 мм (рис. 13) после первого удара принимает
наибольший размер dl, а после второго — dll, который уже при-
ближается к критическому. Следовательно, практически доста-
точно двух прямых центральных ударов по куску и его наиболь-
шим частям, чтобы размеры d5 достигли критического значе-
ния dKp.
Мы установили необходимое число прямых центральных уда-
ров, но оно не равно числу попаданий куска на ротор. Практи-
чески не каждое падение куска на ротор обеспечивает централь-
ный удар по куску. В дробилках среднего и мелкого дробления
с высотой била	лишь та часть кусков получает прямой
центральный удар, которая имеет глубину проникновения в рабо-
чую зону ротора, равную или более (см. § 4, гл. II). Эта часть
кусков соответствует вероятности такого проникновения. Ее ве-
37
личина, равная вероятности прямого центрального удара при
одном попадании на ротор, может быть вычислена по формуле
/ wp \
Н05 1+-- D
_____\ Уц/
т2я
(2.18)
где b — ширина внешней поверхности била в м (см. § 1 гл. V);
vK — скорость внедрения куска в м/с, определяемая по фор-
муле (2.20); tnz — модуль ротора, равный диаметру ротора, де-
ленному на условное число бил, в м.
Используя методы теории вероятностей, можно подсчитать
вероятность Р"п получения двух прямых центральных ударов по
одному куску и его частям при числе попаданий куска на ротор пп
исходя из предположения, что величина Рц при каждом следую-
щем попадании не изменяется. На рис. 14 показаны зависи-
мости РП2П = f (пп) для различных значений Pv анализ которых
показывает, что при вероятности 0,8 нужно 3— 4 попадания
на ротор, чтобы обеспечить в 95% случаев (Р"н = 0,95) два пря-
мых центральных удара. При Рц = 0,3 для обеспечения двух
прямых центральных ударов с той же вероятностью (Р’>п =- 0,95)
необходимо 13—14 попаданий.
Так как последующие удары по кускам продукта дробления,
содержащего частицы размером менее dKP, не выгодны с точки
зрения расхода энергии, которая в данном случае непроизводи-
тельно затрачивается на перемещение и изменение скорости частиц,
то следует стремиться увеличивать Р"п за счет увеличения
при возможно меньших числах пп.
Из анализа формулы (2.18) и рис. 14 вытекает, что если при
заданной окружной скорости ротора не удается получить высокую
вероятность Р"п (равную 0,8—0,95) при сравнительно небольшом
числе попаданий («п = 3-г4), то уменьшать крупность кусков
продукта следует путем уменьшения ширины выходных щелей,
в которых зерна докритического размера будут додрабливаться.
Но возможности эти ограничиваются размерами выходных щелей,
которые при эксплуатации поддерживать менее 10 мм становится
весьма затруднительно, особенно на дробилках с длиной ротора
более 800 мм и при дроблении высокоабразивных материалов в ре-
зультате неравномерного и быстрого изнашивания кромок бил
и отражательных плит. Поэтому в случаях, когда наибольший
размер зерен продукта дробления должен быть меньше минимально
достижимой ширины щели (например 3—5 мм), следует обеспечить
необходимое число попаданий на ротор пп в результате соответ-
ствующего увеличенного числа отражательных плит до 12—14.
Приведенные рассуждения относятся к дробилкам среднего и
мелкого дробления. В дробилках крупного дробления большая
часть кусков загружаемого материала по размерам превышает
38
2h6, для которых вероятность прямого центрального удара равна
нулю. Для таких дробилок число необходимых попаданий на ротор
определяется числом скалывания той части кусков, которая про-
никает в рабочую зону ротора.
4.	ЗАКОНОМЕРНОСТИ ДВИЖЕНИЯ КУСКОВ
ДРОБИМОГО МАТЕРИАЛА В КАМЕРАХ ДРОБЛЕНИЯ
Под камерой дробления в роторных дробилках понимается
пространство между ротором и отражательной плитой или колос-
никовой решеткой, предназначенное для передвижения и дробле-
ния материала. Несколько отражательных плит (решеток) обра-
зуют камеры дробления, которые по ходу движения дробимого
материала называют первой, второй и т. д. Камеры дробления
между собой разделены выходной щелью, представляющей собой
наименьшее отверстие в камере дробления между отражательной
плитой и наиболее удаленной от центра вращения ротора цилин-
дрической поверхностью, описываемой билами.
Профиль поперечного сечения поверхности плиты или решетки,
определяющий форму камеры дробления, существенно влияет на
характер движения и эффект дробления материала в дробилке,
поэтому, чтобы спроектировать рациональную конструкцию дро-
билки, важно знать закономерности движения кусков и их частей
в камере дробления.
Процесс движения кусков в камере дробления можно разде-
лить на следующие фазы:
I	— проникновение куска в рабочую зону ротора (см. § 1
гл. V);
II	— движение кусков после удара билом до встречи с отра-
жательной поверхностью плиты (решетки);
III	— движение кусков, отраженных от плиты;
IV	— движение кусков при выходе из выходной щели;
V — соударение кусков между собой. Знание закономерностей
этой фазы не представляет практического интереса, так как обычно
роторные дробилки проектируются так, чтобы избежать соударе-
ний между кусками с целью создания направленного потока
кусков в рабочем пространстве.
Нумерация фаз в известной мере отвечает их последователь-
ности, но возможно чередование их и в другом порядке, поэтому
нумерацию следует считать условной.
Движение куска зависит от случайных факторов, не зависимых
один от другого, значения которых заранее нельзя предвидеть:
формы и размера куска, его физических свойств, положения била
в момент падения куска, положения куска относительно била
в момент удара и т, д. Однако вероятности параметров движения
можно определить довольно точно. Так как в роторной дробилке
имеем дело со случайными массовыми явлениями, то на основании
закона больших чисел частота изучаемых событий приближается
39
к их вероятностям. Следовательно, изучение закономерностей дви-
жения кусков в роторной дробилке можно вести вероятностно-
статистическими методами. Рассмотрим подробно каждую фазу
движения кусков.
Проникновение куска в рабочую зону ротора. Для упрощения
представим кусок в виде шара диаметром D (рис. 15). Такое упро-
щение правомерно потому, что за размер D куска неправильной
формы принимают его средний размер. Отклонения от среднего
размера в зависимости от положения куска можно рассматривать
как уменьшение или увеличение размера D. Но так как любые
Рис. 15. Схема проникновения
куска в рабочую зону ротора:
К — течка соударения била с ку-
ском; ок — результирующая скоро-
стей рк и Орк
Рис. 16. Распределение глубины про-
никновения куска в рабочую зону ро-
тора при различной форме внешней по-
верхности корпуса ротора
его положения в момент проникновения в рабочую зону ротора
равновероятны, то принятое упрощение даст большее приближе-
ние к среднему результату.
Если кусок, скользя по приемному лотку 1 со скоростью vK,
коснется окружности ротора 0 в момент, когда конец била Аг
едва отошел от точки Ао и не ударился о било, его движение будет
продолжаться по линии NN, пока следующее било не встретится
с ним. Приравняв время движения куска из положения Л40 в поло-
жение М± к времени поворота ротора на угол ат и полагая, что
угол ф0 невелик, с некоторым приближением максимальную глу-
бину проникновения куска hm в рабочую зону ротора можно
выразить формулой
(2.19)
где z — условное число бил ротора (см. ГОСТ 14916—69).
40
Средняя скорость куска на пути hm, приближенно равная
скорости куска в момент касания окружности ротора,
vK = У 2gr/z (1 — и ctg фл),	(2.20)
где g — ускорение свободного падения; Н — высота падения
куска по вертикали; р — коэффициент трения камня по лотку.
На глубину hm проникают те куски, которые попали к ротору,
когда конец била был в положении А 0. Куски, коснувшиеся окруж-
ности О в момент, когда ротор уже повернулся на некоторый угол а
(рис. 16, а), проникнут на меньшую глубину h, зависимость ко-
торой от угла а можно изобразить в виде прямой DC (рис. 16, б)
при условии, что глубина проникновения не ограничивается внеш-
ней поверхностью корпуса ротора. Так как чаще всего высота
била h6 бывает меньше hm, то на участке А В глубина проникнове-
ния будет оставаться постоянной и равной высоте била h6 для
корпуса ротора, имеющего внешнюю поверхность в виде круглого
цилиндра. Таким образом, фактическая глубина проникновения
отдельных кусков будет иметь распределение, характеризуемое
прямой АВС, так как любой угол а, измеряемый от 0 до и
равный 360 ; г, в момент встречи с окружностью ротора равно-
вероятен. Средняя глубина проникновения на участке АВ равна hQ,
вероятность попадания куска на этот участок Р (АВ) = —.
Средняя глубина проникновения куска на участке ВС равна 0,5йб,
вероятность Р (ВС) = — . С учетом вероятностей глубины про-
аг
никновения на каждом участке средняя взвешенная глубина про-
никновения куска
hcp = P(AB)h6 + P(BC)0,5h6.
Подставив значения вероятностей и заменив — = ~ , по-
az "т
лучим
ЛСр = лб(1 — 0,5	.	(2.21)
Формула (2.21) справедлива при h6 < hm. При h6 hm
/icp 0,5/zw.
График распределения глубины проникновения (рис. 16, б)
построен для корпуса ротора, выполненного в виде круглого ци-
линдра, при условии заостренной кромки била и опорной бильной
части, не препятствующей проникновению. Если внешние поверх-
ности корпуса ротора и била имеют иную конфигурацию
(рис. 16, в), то при повороте точки Ах била из положения Ао на
угол а0, соответствующий ширине внешней поверхности била Ь,
проникновению воспрепятствует било и окажется h = 0. Проник-
новение куска в рабочую зону начнется после того, как точка А2
4|
била выйдет из положения Аи. Углубившись в рабочую зону и
ударившись о внешнюю поверхность корпуса ротора в некоторой
точке Во, расположенной на глубине hx от окружности ротора,
кусок потеряет скорость и глубина его проникновения будет при-
близительно равна Таким образом, для ротора, имеющего
поперечный профиль, показанный на рис. 16, в, график распре-
деления глубины проникновения изобразится линией OEFBC
(рис. 16, б), и в этом случае средняя взвешенная глубина прони-
кновения окажется меньше, чем по формуле (2.21).
Из рассмотрения графиков распределения следует, что часть
кусков всегда имеет некоторую вероятность остаться вне рабочей
зоны ротора и не попасть под эффективные прямые центральные
удары бил. Чтобы эта часть кусков не могла выйти из камеры дроб-
ления нераздробленной, устанавливают отражательную плиту или
отражательную колосниковую решетку, которая должна удер-
живать эти куски, пока они не попадут под удар. Для этого ширина
выходной щели s делается ограниченных размеров. Однако даже
при минимальной щели остается канал между нижней кромкой
отражательной плиты и внешней поверхностью корпуса ротора,
равный Лб + $, через который могут быть выброшены куски раз-
мером йб + s. Чтобы уменьшить вероятность выхода таких кусков,
применяют две и более отражательных плит. При проектировании
ротора следует учитывать, что профиль внешней поверхности кор-
пуса ротора и ширина внешней поверхности била b оказывают
влияние на среднюю взвешенную глубину проникновения
куска йср, поэтому рекомендуется уменьшать участки поверхности
корпуса ротора, препятствующие проникновению куска на макси-
мальную глубину hm.
Движение кусков после удара билом до встречи с отражатель-
ной плитой. Рассмотрим направления полета кусков после пер-
вого удара била, их скорости и распределения крупности кусков
по направлениям.
Исследованиями на специальной модели роторной дробилки
во ВНИИСтройдормаше были определены частости полета кусков,
отбрасываемых билами при первом ударе, в различных направ-
лениях. Частости вычислялись по общей массе кусков. Было
установлено, что отклонение направлений полета подчиняется
закону Гаусса со средним квадратическим отклонением * а,? =
= 18,2°, что можно изобразить в виде кривых распределения
вероятностей 1 и интеграла вероятностей 2 в полярных координатах
(рис. 17). Линия 0ик есть среднее и наивероятнейшее направле-
ние полета (мода), определяемое геометрической суммой скоро-
стей vK и пкр (рис. 15). Радиусы-векторы отточки К до пересече-
ния с кривой 1 изображают величины плотностей вероятностей
полета куска в данном направлении, а радиусы-векторы от точки К
* По теории вероятностей при законе нормального распределения откло-
нения в пределах среднего квадратического отклонения имеют вероятность 68%.
42
Рис. 17. Типовые графики распределения потока
кусков во II фазе движения
i
Рис. 18. Схема, показывающая, что точка Рис. 19. Распределение средней
К может быть принята за начало по- крупности кусков, отбрасываемых
лета кусков	билом по различным направлениям
43
до пересечения с кривыми 2 — вероятности Р (Ду) попадания
кусков в сектор Ду, заключенный между этим радиусом-вектором
и модой, выраженные в %. При построении графика (рис. 17)
принято, что все куски движутся из точки О пересечения линии
приемного лотка с окружностью ротора. Такое допущение оправ-
дывается тем, что центры тяжести осколков приблизительно
движутся по линиям, расходящимся из точек, близко располо-
женных к точке К (рис. 18), совпадающей с передней ударной
кромкой била.
Приведенные графики дают наглядную картину распределения
потока кусков и позволяют правильно выбрать положение прием-
ного лотка и первой отража-
тельной плиты, а также рацио-
нально расположить приемное
отверстие, чтобы в него не вы-
брасывалась значительная доля
потока дробимого материала,
минуя отражательную плиту.
Было исследовано распре-
деление крупности кусков, от-
брасываемых билом по различ-
ным направлениям. Оказалось,
что характер распределения
(рис. 19) почти не зависит от
окружной скорости, крупности
дробимого материала и его
физических свойств. В напра-
влении середины потока ОМ
отбрасываются куски сравни-
тельно небольшого размера, который возрастает с отклонением
направления в сторону от ротора почти в полтора раза. В направ-
лении к ротору от модального направления потока средний раз-
мер кусков сначала возрастает, затем резко начинает умень-
шаться. Так как масса куска пропорциональна кубу его линейного
размера, из рассмотрения графика следует, что масса кусков,
отбрасываемых в направлении, отклоняющемся на 40—50° от
модального в сторону от ротора, почти в 3 раза больше, чем от-
брасываемых в модальном направлении.
Для исследования скоростей кусков, отбрасываемых билом,
производилась скоростная киносъемка процесса дробления от-
дельных кусков камня на модели роторной дробилки с прозрач-
ными боковыми стенками. По кинограммам определялись скорости
наиболее крупных кусков, отбрасываемых билом. Результаты
показали, что средняя скорость полета ук при малой скорости
удара близка к окружной скорости ротора ур (табл. 4).
С увеличением скорости удара средняя скорость движения
кусков снижается. Скорости отдельных кусков значительно варь-
ируют около среднего значения, и коэффициент вариации возра-
Таблица 4
Скорость полета кусков ик
после удара билом в м/с
°Р
в м/с
10
20
30
VK
сред-
няя
наи-
боль-
шая
^к
°р
*
Ч
9,68
15,10
21,55
13,95
24,50
43,40
0,97
0,76
0,72
2,76
6,70
11,40
* Среднее квадратическое отклоне-
ние от среднего значения.
44
Стает с увеличением цр. Скорости некоторых кусков значительно
превышают окружную скорость ротора, что не противоречит
классической теории удара, согласно которой при вполне упругом
ударе скорость куска должна быть равна 2ур. Можно полагать,
что более высокие скорости приобретают менее разрушенные
куски.
Движение кусков, отраженных от плиты. Установлено, что
для описания закономерностей отражения кусков камня непра-
вильной формы, ударяющихся о стальную плиту со скоростями,
при которых происходит их разрушение, нельзя использовать
законы отражения материальной точки или не вполне упругого
сферического тела. Различные коэффициенты восстановления,
зависящие по новейшим представлениям [1 ] не только от упругих
свойств материалов, но и от формы и массы соударяющихся тел,
при неправильной форме и различных размерах кусков обуслов-
ливают значительный разброс углов отражения, увеличиваю-
щийся еще и в результате других случайных факторов. При уда-
рах со скоростями от 6 до 64 м/с и углах падения от 10 до 60°
методом скоростной киносъемки установлено, что между углом
отражения и средним отношением Ко = — (где и и v — скорости
отраженных и падающих кусков), с одной стороны, и углом па-
дения, с другой, существует достаточно тесная стохастическая
(вероятностная) связь. Корреляционный анализ эксперимен-
тальных данных позволил установить зависимость для среднего
значения би
*5=0.53-^.	(2.22)
где 60 — в град.
Из формулы (2.22) видно, что отношение тангенсов угла паде-
ния 60 и среднего угла отражения 6И зависит от угла падения.
По этой формуле построен график зависимости би от б0 (рис. 20).
Отдельные значения 6И варьируют около среднего значения с коэф-
фициентом вариации, выражающимся эмпирической зависимостью
а6н = 25,4 — 0,28^.	(2.23)
Таким образом, график дает представление о направлении
отраженного потока кусков, отброшенных билом ротора на плиту.
Стохастическая связь между средним значением отношения
Ко = —, которое можно назвать коэффициентом потери ско-
рости при ударе о плиту, и углом падения 8V выражается эмпи-
рической формулой
=	(2.24)
45
где k = Kv при 6D = 0 представляет собой величину, подобную
коэффициенту восстановления. В данном случае ее нельзя счи-
тать коэффициентом восстановления, так как рассматриваем
процесс отражения тел, разрушающихся при ударе, и принимаем
в расчет лишь его наиболее крупные части, получившиеся после
разрушения. Поэтому k будем называть условным коэффициентом
восстановления. Величина его определяется по графику =
= f 0Р) (рис. 21) для силикатного кирпича при исследованных
скоростях удара v и равна 0,16.
отражения 6Ы от углов падения 60:
1 — среднее значение угла отражения; 2
и 3 — границы средних квадратических
потери скорости и использования
кинетической энергии Ks от угла па-
дения 60:
отклонении от среднего значения
1 — кривая среднего значения /?_, = — ; 2
v v
и 3 — границы средних квадратических
отклонений от среднего значения Kv', 4 —
кривая значений Кэ
Значение Kv для отдельных кусков варьирует со средним
квадратическим отклонением , убывающим с увеличением
угла падения по следующей зависимости, найденной экспери-
ментально:
=0,17
6-
46 800 ’
(2.25)
где 6D выражено в град.
Зависимость (2.24) показана на рис. 21 в виде прямой. Кине-
тическая энергия ударяющегося о плиту куска частично расхо-
дуется на его разрушение. Чем значительнее эта потеря, тем
46
больше используется энергии на дробление. Уравнение (2.24)
позволяет вычислить потерю энергии куска при ударе о плиту,
т. е. энергию, расходуемую на дробление. Отнеся потерянную
энергию к запасу кинетической энергии до удара, получим коэф-
фициент использования кинетической энергии куска камня мас-
сой тк на разрушение:
2
Г	А	П 2
= 1-	.	(2.26)
Зависимость (2.26), представленная кривой 4 на рис. 21,
показывает, что при углах падения 0 </ У, - Г 15° Кэ = 0,97^- 0,91,
т. е. от 97 до 91 % запаса энергии куска может быть использовано
на разрушение. При углах <50 > 15° коэффициент резко сни-
жается. Следовательно, отражательные плиты необходимо распо-
лагать так, чтобы куски ударялись о них под углами падения
не более 15°. Естественно, что при угле = 0° эффект исполь-
зования кинетической энергии куска будет наибольшим. Однако
при этом отраженные куски будут с наибольшей вероятностью
отражаться в обратном направлении и сталкиваться со следую-
щими кусками, отбрасываемыми билами, что нарушит запроекти-
рованное направление потока кусков. Поэтому с целью создания
направленного потока отражательные плиты целесообразно уста-
навливать так, чтобы линии полета кусков составляли с норма-
лями к поверхности плиты угол 10—15°.
Движение кусков при выходе из выходной щели. В IV фазе
движения представляют интерес направление потока кусков,
а также распределение средней крупности по направлениям.
Для изучения этих закономерностей использовалась та же
методика, что и при исследовании II фазы движения.
Исследования показали, что направления полета кусков,
выбрасываемых из выходной щели, распределяются также по
нормальному закону с центром распределения (модой), направ-
ленным под углом у = 90° (рис. 22), и средним квадратическим
отклонением ov = 22,3°, которое с достаточной точностью можно
принять постоянным, не зависящим от размера щели и скорости
ротора, характерной для роторных дробилок. Угол у при ир =
= 30 м/с составляет 90° и увеличивается с возрастанием окружной
скорости примерно на 4° на каждые 10 м/с. Для практических
расчетов можно принять у = 90° независимо от величины ир.
Средняя крупность кусков, выбрасываемых из выходной щели
(рис. 23), неодинакова в различных направлениях и может быть
представлена в виде полярного графика, на котором средняя
17
взвешенная крупность кусков, изображаемая радиусами-векто-
рами, дана в долях от наибольшего ее значения. Как следует из
графика, максимальная крупность совпадает с модальным направ-
лением потока.
Рис. 22. Типовые графики распределения потока кусков
в IV фазе движения
Рис. 23. Распределение средней
крупности кусков выбрасыва-
емых из выходной щели
Графики плотностей вероятностей (интенсивности) полета кус-
ков (кривая /) (см. рис. 22) и интеграла вероятностей попадания
в сектор Ду (кривая 2) позволяют определить долю потока, улав-
ливаемого второй отражательной
плитой. Например, если вторую
плиту поставить под углом Др = 40°
от положения первой плиты, то на
плиту попадает 50% потока кусков,
движущихся выше моды, и часть
потока, движущаяся ниже моды
в секторе Ду] с углом, равном 20°,
и составляет, как показывает график
(рис. 22), 32%. Следовательно, на
вторую плиту падает 50 + 32 = 82%
потока, а 18% его пройдет мимо,
отклонившись к ротору на угол
более Ду,. Однако согласно гра-
фику на рис. 23 в этом направ-
лении отбрасываются более мел-
кие куски, что на средней крупности сказывается несущест-
венно.
48
5.	МОДЕЛИРОВАНИЕ РОТОРНЫХ ДРОБИЛОК
Накоплен большой материал по влиянию различных пара-
метров на показатели роторных дробилок и установлены основные
расчетные зависимости. Однако распространение опытных данных
и разработанных зависимостей на другие типоразмеры машин
возможно только с учетом законов подобия.
При моделировании роторных дробилок должно соблюдаться
не только геометрическое, но и физическое подобие модели и
натуры. Л. С. Эйгенсон считает подобными такие физические
явления, если они протекают в геометрически подобных системах
и при этом поля всех одноименных физических переменных уча-
ствующих в явлении, соответственно подобны. Следовательно,
в сходственные моменты времени в каждой паре сходственных
точек отношение одноименных физических величин имеет одно
и то же постоянное значение, т. е.
-	„	п	'-‘р	“ *•	«•,
Рм	Рм	Рм
где	v'H,	.	.	.,	v*\ v’a, . . .,	iPJ;	(/,	. .	.,	p";	p^,	. . .,	p"	—	соответ-
ственно	скорость и	плотность	для	процессов	натуры	и	модели;
С„; Ср — масштабные коэффициенты. Масштабные коэффициенты
определяются в результате анализа критериев подобия (безраз-
мерных комплексов, имеющих одно и то же числовое значение
для подобных явлений). В общем случае масштабные коэффи-
циенты не равны между собой, т. е. Cv -р Ср.
Для установления критериев подобия, характеризующих про-
цесс дробления, воспользуемся следующими уравнениями.
Дифференциальное уравнение движения частицы в воздухе
т W +
Уравнение скорости движения частицы после удара билом
ротора:
^K = (fe r 1) ^р,
где k — коэффициент восстановления.
Уравнение энергии, передаваемой камню при центральном
ударе;
mu'-
Э = -/(1 4 k)\
Уравнение удельной энергии, расходуемой на разрушение
камня при степени дробления i:
4 В. А. Бауман
49
о_ /V _W№(‘- О
Q ~ D ’
где о)дР — энергетический показатель дробления.
Уравнение усилия, необходимого для разрушения камня
размером D и пределом прочности при растяжении ор:
Р = opD\
Уравнение ударного импульса:
Pt = mvp.
Приведенные уравнения действительны,'когда начальная ско-
рость камня vK в направлении удара билом равна нулю, масса
ротора намного больше массы камня, разрушение камня про-
исходит от усилий растяжения при превышении ими предела
прочности Ор. Приведение уравнений к критериальному виду
можно выполнить по одной из рекомендуемых методик [16].
В процессе математических преобразований исключим величины,
характеризующие промежуточные стадии процесса дробления
(энергию, усилие удара, скорость камня, время), а массу и плот-
ность выразим через величины, более удобные в практическом
обращении, т. е. через ускорение свободного падения g, размер
камня D и объемный вес у0.
В результате преобразований получим критериальное урав-
нение
i = f№, У°±,	\ k,	(2.27)
\1е Уо у</2 yoi ’ т/ ’	'	7
где i — степень дробления; ир — окружная скорость бил ро-
тора в м/с; I — линейный размер в м; g — ускорение свободного
падения в м/с2; уо1 и у0 — объемный вес соответственно воздуха
и частиц горной породы в кгс/м3; шдр — энергетический показа-
тель в кгс/м; ор — предел прочности при растяжении в кгс/м2;
ф — коэффициент сопротивления движению частицы в воздухе.
В уравнение (2.27) преднамеренно введены два критерия,
характеризующие
ор \
и —г , так как
Уо< /
сопротивление материалов разрушению
/ ШДР
\ Уо/2
еще окончательно не установлено, какой из
них дает более тесную корреляционную связь с результатами
процесса дробления.
Для проверки правильности выполненных преобразований
используем л-теорему. Всякое уравнение, связывающее между
собой N физических величин, среди которых К величин обладают
независимыми размерностями, может быть преобразовано в урав-
нение, связывающее N—К безразмерных комплексов и симплек-
сов, составленных из этих величин [20]. Симплексом называется
отношение двух одноименных величин, т. е. имеющих одинаковую
размерность.
50
Число критериев-симплексов, образуемое из физических ве-
личин исследуемого процесса, не должно превышать ts = N — п,
где п — число величин, имеющих неодинаковую размерность.
Наименьшее число критериев-комплексов
ta = п - К.
Общее число всех критериев
t = ts += N - К.
В нашем случае уравнение (2.27) состоит из десяти величин
N = 10, из которых три имеют независимые размерности (м,
м/с, кгс/м), т. е. К = 3, а число величин с неодинаковыми раз-
мерностями равно шести, т. е. п = 6.
Тогда число критериев-симплексов должно быть
ts = N — п - 10 - 6 = 4.
Из уравнения (2.27) имеем
z, k. ф, .
' Yo
Число критериев-комплексов должно быть
-= п — к -- 6 — 3 = 3.
Из уравнения (2.27) имеем
Ур . шдр . ар
1g ’ Уо12 ' Уо1
Данные проверки подтверждают правильность проведенных
преобразований уравнений к критериальному виду.
На основании сказанного процессы дробления в роторных
дробилках будут подобны при соблюдении следующих. условий:
геометрическом подобии конструкций дробилок модели и натуры;
геометрическом подобии размеров исходных материалов натуры
и модели; равенстве критериальных соотношений
^ДР j __ / ^ДР j ч Yo^“ / Н	\Уо^“ / -м	(2.29)
' °р \	/ °р \ S Yo^ / 11	\ Yo* /М	(2.30)
К =	(2-31)
фн = фм;	(2.32)
ч = ч;	(2.33)
\	(Yoi\
V Yo /Н	\ Yo / м
4*
51
Ниже приводится расчет параметров модели, подобной натур-
ному образцу.
Выбор окружной скорости бил ротора. Критериальное выра-
жение (2.28) при gH = gM можно привести к следующему виду:
/ V1 \	( V1 \
И = И •	<2-35)
Из соотношения (2.35) определяем выражение, по которому
должна выбираться окружная скорость бил ротора модели УмР
при окружной скорости бил ротора натуры уРн и масштабном
коэффициенте линейных размеров Cz:
(2.36)
fp
им
Рн
г0,5 '
Следовательно, чтобы обеспечить подобие скоростей движения
в модели, одним из условий является изменение скорости по
сравнению с натурой в С°г’5 раз.
Выбор исходного материала модели может быть произведен
по одному из соотношений (2.29) или (2.30). Первое характеризует
энергетические условия дробления камня, второе — прочностные:
(2.37)
(2.38)
( °p j   I р I ‘
\ Yo /м \ Yo / и С/
При выборе исходного материала модели по выражению (2.38)
необходимо использовать комплексный показатель материала---->
Yo
величина которого должна изменяться обратно пропорционально
масштабному коэффициенту линейных размеров. Следовательно,
физико-механические показатели исходного материала модели
должны отличаться от показателей исходного материала натуры,
т. е. для соблюдения критерия (2.30) необходимо для модели ис-
пользовать другой вид горной породы или искусственный мате-
риал. Практически для модели с геометрическими размерами
меньше натуры приходится подбирать менее прочный материал.
Для соблюдения полного подобия процесса дробления нужно
удовлетворить равенство критериев (2.34), (2.31) и (2.32) Для
выполнения условий по первому из них необходимо, чтобы отно-
шение объемных весов среды, в которой происходит дробление,
и исходного материала оставалось неизменным. Так как для мо-
дели используется другой вид материала, который, как правило,
будет иметь иное значение объемного веса, то следует соответ-
ственно изменить среду в камере дробления по объемному весу.
Это может быть достигнуто, например, при установке модели
в геометрически изолированной емкости с пониженным или повы-
52
шенным давлением воздушной среды. Однако это усложняет
экспериментальную установку и уменьшает преимущества метода
исследования на моделях. Поэтому чаще всего приходится отка-
зываться от попыток удовлетворить этот критерий. Необходимость
использовать другой вид исходного материала, чем определяе-
мого выражением (2.38), также лишает возможности управлять
критерием (2.31), а изменение размеров частиц исходного мате-
риала и скоростей их движения, выбранных по основным требо-
ваниям, не позволяет управлять и критерием (2.32).
Проведенный анализ критериальных отношений показывает,
что обеспечить полное удовлетворение всем критериям уравне-
ния (2.27) при моделировании процесса дробления в роторной
дробилке не представляется возможным. В практике, когда
невозможно достичь полного подобия процессов, применяют при-
ближенное моделирование, точность которого определяется экспе-
риментом. С этой целью было проведено моделирование процесса
дробления роторных дробилок при масштабном коэффициенте
линейных размеров, равном 2,66. Модель и зерновой состав
исходного материала были выполнены геометрически подобными
образцу. Окружная скорость бил определялась выражением (2.36),
а исходный материал подбирался исходя из выражения (2.38).
Опыты проводились для скоростей натуры 16,2; 33,2 и 48,5 м/с.
Основные параметры модели и натуры даны в табл. 5. Резуль-
таты опытов показаны на рис. 24.
Таблица 5
Основные параметры модели н натуры
g4		;ве- раз- ход- ате- м	S	У \ S	S и	S	
ыта рис	Материал образца	Ss ®	р И ф оз	£ в °2.	X		
с ° S		< £ с О = Q. с- сз	Л о	а с	и	И	o'j'S
		О 3 S X Q.	Etc.	(J а	О		
1	Турдейский известняк	0,096	0,66	16,2			
2	(натура)	0,096	0,66	33,2	120,0	2,72	4600
3		0,096	0,66	48,5			
4	Уголь (модель)	0,036	0,25	10,0			
5		0,036	0,25	20,0	27,5	1,5	5100
6		0,036	0,25	30,0			
Для удобства сравнения кривых зернового состава масштаб
размеров ст для графиков модели принят в Cz = 2,66 раза
большим, чем для натуры. Благодаря этому получено наглядное
сравнение кривых. При полном подобии зерновых составов про-
дуктов дробления кривые должны были бы наложиться одна
на другую.
Из графиков видно, что погрешность результатов опытов
увеличивается с возрастанием степени дробления. Наибольшая
53
Таблица 6
Параметры подобных моделей
Наименование	Модель	Натура				
Геометрический мас- штаб линейных размеров .... Диаметр ротора в мм Масштабный коэф- фициент окружной скорости бил ро- тора 	 Окружная скорость бил ротора в м/с То же 	 » 	 » 	 Расчетные физико- механические по- казатели исходно- го материала: Ор/То	 Стр в кгс-см2 . . у0 в гс/см3 . . Вид дробимого ма- териала (ориенти- ровочно) ....	1 250 1 10 20 30 40 16,7 25,0 1,5 Уголь	2 500 1,41 14,1 28,2 42,3 56,4 33,4 60,0 1,8 Извест- няк	2,72 630 1,65 16,5 33,0 49,5 66,0 45,5 95,5 2,1 Извест- няк	3,2 800 1,79 17,9 35,8 53,7 71,6 53,5 128,0 2,4 Извест- няк, гранит	4 1000 2,0 20,0 40,0 60,0 80,0 66,8 180,0 2,7 Гранит	5 1250 2,24 22,4 44,8 67,2 89,6 83,5 250,0 3,0 Гранит
Для натуры
_д________I_________I________I________I_______
W /5	20	25	30	d,мм
Для модели
0~	5
Рис. 24. Кривые зернового состава продукта дробления натуры
и модели
54
ошибка подсчета средневзвешенного размера натуры по резуль-
татам дробления в модели составляет 27% при максимальной
степени дробления 10. При степенях дробления до 6 получается
удовлетворительный результат (ошибка не превышает 10%).
Таким образом, моделирование процесса дробления в ротор-
ных дробилках по разработанному выше методу обеспечивает
получение удовлетворительных результатов при степенях дроб-
ления не выше 10. Масштабный коэффициент линейных размеров
должен быть не больше 3.
Ограничение моделирования по масштабу диктуется не только
точностью результатов подобия, но и трудностью в подборе
исходного материала для модели, так как материал модели дол-
жен быть менее прочен и менее энергоемок, если модель меньше
образца. В табл. 6 приведены режимы модели с диаметром ро-
тора 0,25 м и режимы натурных образцов, на которые могут быть
распространены результаты исследований на модели. Как видно,
исследование на модели можно переносить на крупные дробилки,
если последние предназначены для работы на прочных и высоко-
прочных материалах. Для крупных дробилок, работающих на
сравнительно слабых материалах, моделирование на моделях по
данной методике затруднено
ГЛАВА III
ИССЛЕДОВАНИЕ ОСНОВНЫХ
ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ПАРАМЕТРОВ
1. ВЛИЯНИЕ конструктивных
И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ФАКТОРОВ НА ЗЕРНОВОЙ
СОСТАВ ПРОДУКТА ДРОБЛЕНИЯ
Зерновой состав продукта дробления. Высокая степень дробле-
ния и ударный способ разрушения материала в роторных дробил-
ках обусловили формирование продукта дробления с явно выра-
женной характеристикой зернового состава (см. приложение).
Анализ кривых зернового состава, полученных при различных
режимах работы роторных дробилок, показал, что для практи-
ческих расчетов с достаточной точностью можно использовать
Рис. 25. Усредненные кривые зернового состава продукта дробления
усредненные кривые (рис. 25). В качестве расчетного параметра
кривых зернового состава принят средневзвешенный размер dCB.
Значения dCB кривых зернового состава определяются пересече-
нием линии аа и соответствующей кривой зернового состава.
Усредненные кривые действительны для различных режимов
дробления и видов горных пород. Ошибка в расчетах при опреде-
лении выхода фракций продукта дробления по усредненным кри-
вым по сравнению с действительным распределением зернового
состава продукта дробления находится в пределах 20%, причем
наибольшие погрешности расчетов соответствуют наиболее мел-
ким и наиболее крупным фракциям.
Усредненные кривые обеспечивают указанную точность, если
они сравниваются с действительными кривыми зернового состава,
полученными при степенях дробления более трех. При степенях
дробления менее трех в продукт дробления попадает значительное
56
количество неразрушенных камней исходного материала, которые
существенно влияют на характер кривой зернового состава.
Учитывая, что роторные дробилки работают в основном со сте-
пенью дробления более трех, большого интереса для практики
эти кривые не представляют.
Влияние параметров ротора. Крупность продукта дробления
роторной дробилки определяется рядом факторов, основные из
которых: количество энергии, передаваемой камню при ударе,
число ударов по каждому камню и максимальный размер продукта
дробления, который может пропустить выходная щель.
Параметры ротора — окружная скорость бил ир, диаметр
ротора Dp и число бил z — непосредственно влияют на все три
основные фактора. Так, повышение окружной скорости бил
приводит к возрастанию скорости удара, а следовательно, и
к увеличению передаваемой энергии при ударе. Кроме того, уве-
личение скорости удара приводит к уменьшению глубины про-
никновения камня в зоне удара. Последнее по-разному сказы-
вается на показателях дробления. Так, с уменьшением глубины
проникновения увеличивается эксцентрицитет приложения силы
к камню и величина энергии, передаваемая ему при ударе, сни-
жается. В то же время уменьшается максимальный размер про-
дукта, который может пропустить выходная щель. Также можно
отметить, что уменьшение глубины проникновения камня приводит
к увеличению числа ударов, так как уменьшается откалываемая
часть камня, которая увлекается в выходную щель. Аналогичные
рассуждения применимы при анализе влияния диаметра ротора
и числа бил на показатели процесса дробления. В приведенных
рассуждениях не учитывался случайный характер соударения
била и камня, соударение камней между собой, удар камней
об отражательные плиты. Характер влияния параметров ротора
на крупность продукта дробления определяется многими явле-
ниями, которые часто дают противоположный эффект, что ослож-
няет аналитическую схему процесса дробления. Поэтому для
установления расчетных выражений был использован эмпириче-
ский метод исследований. Экспериментальным путем была уста-
новлена зависимость средневзвешенного размера продукта дроб-
ления от параметров ротора:
сОг,
dCB=—>	(3-1)
р
где с — коэффициент пропорциональности, равный 1,1 —1,2; Ор —
диаметр ротора в м; ир — окружная скорость бил ротора в м/с;
z — число бил; у, р — показатели степени.
Зависимость (3.1) приведена для роторной дробилки с одно-
камерной схемой, углом установки первой отражательной плиты
= 0; размером выходной щели s = 0, на исходном материале
типа турдейского известняка с пределом прочности при растяже-
нии ор = 120 кгс/см2 и объемным насыпным весом ун = 1,54 тс/м3.
57
Показатель степени у зависит от относительного размера
выходной щели е — (рис. 26). Для ориентировочных расчетов
можно принять показатель степени у равным 1,25, что соответ-
ствует часто применяемому в практике значению выходной щели
е = 0,035.
Показатель степени р следует принимать для расчетов рав-
ным 0,22, что свидетельствует о незначительном влиянии числа
бил на крупность продукта дробления.
Влияние ширины выходной щели. Наименьшее отверстие в ка-
мере дробления между отражательной плитой и поверхностью
вращения ротора называется выходной щелью s. Выходная щель s
Рис. 26. Зависимость у = f (е)
является контрольным отверстием, в
зоне которого додрабливаются куски,
недостаточно разрушившиеся при дроб-
лении в верхней части камеры дроб-
ления.
Ширина выходной щели влияет на
крупность частиц, величина которых
больше щели. Мелкие частицы могут,
минуя встречи с ротором, эвакуиро-
ваться из камеры дробления.
Опыт показывает, что размер мак-
симальных кусков после дробления,
как правило, превышает ширину выходной щели. Численно
это увеличение больше на максимальную глубину проникновения
(Лтах) камня в рабочую зону ротора в плоскости выходной щели.
Таким образом, наибольший размер зерна продукта дробления
^iiiax — ^max 4~ S.	(3.2)
Выражение (3.2) дает простую зависимость, которая подтверж-
дается опытами, т. е. возрастание максимального куска продукта
дробления равно увеличению размера выходной щели.
Зависимость средневзвешенного размера d..a продукта дроб-
ления от размера выходной щели выражается уравнением
dCB = dOs-\- k2s,	(3.3)
где dos — средневзвешенный размер продукта дробления при
выходной щели, равной нулю; значение dOs определяется по
формуле (3.1); /г,— коэффициент пропорциональности; для дро-
билок, оборудованных отражательными плитами, k2 равен
0,2—0,4.
Для удобства вычислений влияния ширины выходной щели
уравнение (3.3) представим в виде поправочного коэффициента
в формуле (3.1):
fes = 1 V,	(3.4)
где k3 — коэффициент пропорциональности, зависящий от режима
и условий работы дробилки.
58
На рис. 27 и 28 показаны зависимости ks — f (в) для различ-
ных условий и режимов работ дробилок.
Влияние зазора между колосниками в колосниковой решетке.
В роторных дробилках, оборудованных отражательными решет-
ками, часть продукта разгружается через зазоры этих решеток
при условии, если они не работают под завалом.
Продукт дробления, прошедший через колосниковую решетку,
значительно раньше исключается из процесса дробления, чем
в дробилках с отражательными плитами, а следовательно, не
подвергается дополнительному переизмельчению, поэтому продукт
Рис. 27. Зависимость k„ = f (е) для
дробилок с плитами:
1 - ₽ = 12°, Ppi £>Р = 3600 м/с2; 2 —
₽ = 12°, Op : Dp = 1600 м/с2; 3 — ₽ =
= 90°,
= v2p: Dp = 3600 м/с2; 4 - ₽ = 90°; v2:
: Dp = 1600 м/с2
Рис. 28. Зависимость ks= f (е) для
дробилок с колосниковыми решетками:
1 - V2 : Dp = 1600 м/с2, ? = 0,025;
2 — Op : Dp = 1600 м/с2, ? = 0,075;
3 — v2 : Dp = 900 м/с2, £ = 0,025;
4 - v2 : Dp= 900	м/с2,	£ = 0,075;
£ — относительная величина зазора между
колосниками
дробления дробилок с колосниковыми решетками крупнее, чем
продукт дробления дробилок с отражательными плитами.
Исследованиями установлена зависимость изменения круп-
ности продукта дробления с изменением зазора sK между колос-
никами:
fesK = kit, -f- 1,	(3-5)
где fesK — поправочный коэффициент к формуле (3.1); k$ — коэф-
фициент пропорциональности, зависящий от режима и условий
работы дробилки; t, =
На рис. 29 показаны зависимости ks^ = f (£).
Влияние угла установки первой отражательной плиты. Углом
установки первой отражательной плиты (0J называется угол,
образованный между вертикальной плоскостью и плоскостью
выходной щели плиты. Угол отсчитывается от вертикальной
плоскости в направлении вращения ротора (рис. 30).
59
Величина угла установки отражательной плиты влияет на
максимальную глубину проникновения (/ггаах), являющуюся функ-
цией скорости внедрения камня ук, и подчиняется синусоидаль-
ной зависимости от угла 0Х. Исследованиями на моделях уста-
новлена зависимость изменения крупности от угла рх:
fep = 1,25 sin1-3 рх -|- 1,	(3.6)
где fep — поправочный коэффициент к формуле (3.1) на величину
угла установки.
' ' Зависимость fep = f (Рх) показана на рис. 30. Для дробилок
типа СМ-624, С-643 и С-687 с отражательными колосниковыми
решетками = 2,3.
Влияние второй отражательной плиты. Экспериментальными
исследованиями найдено, что во второй камере дробления наи-
большая степень дробления достигается, когда угол установки
второй плиты больше угла установки первой плиты не менее чем
на 40°.
При угле установки Р2 = ₽i + 40° степень дробления во
второй камере зависит от крупности поступающего в нее мате-
риала и при одинаковых выходных щелях первой и второй плит
составляет 1,1—1,35 (меньшие значения при степени дробления
6—8, большие при 4—5). Это соответствует уменьшению средне-
взвешенного размера продукта дробления в 0,90—0,75 раза.
Влияние производительности питания дробилки. Изменение
производительности питания приводит к изменению плотности
материала в камере дробления и времени нахождения его в дро-
билке. При минимальной плотности материала в камере частицы
многократно совершают движение от ротора к отражательным
плитам и обратно, подвергаясь ударам, приводящим к различной
степени разрушения. Поэтому частицы камня в основном дости
гают критического размера еще до подхода к выходной щели.
Расчеты показывают, что достаточно двух центральных ударов
чтобы камень почти достиг критического размера. В зоне выход,
60
ной щели при минимальной плотности появление частиц размером
более /гтах + s маловероятно, если щель удовлетворяет условию
dKP (^max + s)- Таким образом, при минимальной производи-
тельности (питание единичными камнями последовательно после
выхода разрушенного предыдущего куска) достигается наи-
большая степень дробления материала.
С увеличением производительности питания возрастает плот-
ность материала в камере и соответственно уменьшается время
нахождения камней в дробилке и число ударов по ним. При
производительности питания Q,nax среднее число ударов по камню
(попаданий на ротор) составляет лишь 3—4.
Рис. 31. Влияние производительности пи-
тания дробилки на результат дробления
Исследования показали, что степень дробления может изме-
няться до 2,6 раза с изменением производительности питания.
На рис. 31 показан график влияния производительности
питания (выраженная в долях от максимальной производитель-
ности) на относительную величину изменения средневзвешенного
размера продукта дробления. За единицу принят средневзвешен-
ный размер продукта дробления, полученный при производитель-
ности, равной 0,8Qmax. Зависимость, изображенная на рис. 31,
найдена для однокамерной схемы при относительном размере
выходной щели, равном 0,04. Для дробилок с многокамерными
схемами и меньшими размерами выходных щелей производитель-
ность питания меньше влияет на крупность продукта дробления.
Влияние вида исходного материала. Различные горные породы
и материалы дают существенно различные зерновые составы
продукта дробления при прочих равных условиях.
В результате экспериментальных исследований влияние проч-
ности материалов на средневзвешенный размер продукта дробле-
ния может быть учтено следующим значением, определяемым
из выражения
/гд = 0,0046ор + 0,5,	(3.7)
где /гд—коэффициент поправки к формуле (3.1) на прочность
дробимого материала, равный единице при ор = ПО кгс/см2;
61
стр — предел прочности материала при растяжении в кгс/см2.
Зависимость (3.7) справедлива для материалов прочностью
10 кгс/см2 < ор < 160 кгс/см2. На рис. 32 показана зависи-
мость (3.7).
Общее уравнение зависимости средневзвешенного размера
продукта дробления. Полученные зависимости dcs от параметров
роторной дробилки сохраняют необходимую точность результатов
расчета на всем диапазоне переменных величин. Это дает возмож-
ность рекомендовать общее уравнение связи
сОр
dCB =-----ksks kok,	(3.8)
св уУгР s \ р Д’	'	'
р
где с — коэффициент пропорциональности, равный 1,1—1,2; fes —
коэффициент поправки на размер выходной щели, определяется
по графикам на рис. 27 и 28; '4 — коэффициент поправки на
размер зазора колосниковой решетки, определяется по графикам
на рис. 29;	— коэффициент поправки на угол установки отра-
жательной плиты, определяется по графику на рис. 30; /гд —
коэффициент поправки на прочность материала, определяется по
графику на рис. 32.
В уравнении (3.8) принимаются: р = 0,22; у = 1.25, соответ-
ствующее размеру выходной щели е = -4— = 0,035 или опре-
Ь/р
деляется по графику на рис. 26.
2. ВЛИЯНИЕ КОНСТРУКТИВНЫХ
И ТЕХНОЛОГИЧЕСКИХ ФАКТОРОВ
НА ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ
Иногда производительность роторных дробилок предлагают
определять по формулам, полученным эмпирически для молотко-
вых дробилок с контрольными колосниковыми решетками, кото-
рые и лимитируют пропускную способность дробилки. Роторные
же дробилки в большинстве случаев имеют свободную разгрузку,
и поэтому к определению их производительности требуется иной
подход. Кроме того, эмпирические формулы не объясняют физи-
ческой сущности процесса разгрузки материала из дробилки.
Первая попытка раскрыть физическую сущность процесса
разгрузки камеры дробления, подробно рассмотреть факторы,
влияющие на производительность, и дать ее математическую
формулу была сделана во ВНИИСтройдормаше.
Здесь рассматривается только максимальная производитель-
ность, под которой понимается наибольшая пропускная способ-
ность дробилки при данных условиях (заданной окружной ско-
рости ротора, ширине выходных щелей, степени изношенности
бил, крупности и прочности дробимого материала), не ограни-
ченная установленной мощностью двигателя, производительностью
литателя, технологическими требованиями и пр.
62
Если известна максимальная производительность Qm и степень
влияния на нее различных факторов, то всегда можно установить
эксплуатационную производительность в м3/ч
Q = KQQm,
где Kq — коэффициент использования максимальной произво-
дительности.
Чтобы понять причину влияния различных факторов на ве-
личину Qm, необходимо выяснить условия, при которых дости-
гается максимальная производительность, и физическую сущность
разгрузки материала из камер дробления.
Здесь рассматриваются дробилки различных типов, за исклю-
чением дробилок с контрольными колосниковыми решетками,
имеющими ограниченное применение. Для этой цели используется
типовая схема роторной дробилки с одной камерой дробления.
Для получения максимальной производительности идеальными
условиями были бы такие, при которых попавший в камеру дроб-
ления кусок камня после первого удара полностью удалялся бы
из камеры. Но всегда существует вероятность непроникновения
или недостаточной глубины проникновения куска в рабочую зону
ротора, поэтому некоторая доля кусков не будет раздроблена,
если после первого соприкосновения с окружностью ротора она
будет удалена из рабочей камеры. Вследствие этого обычно отра-
жательные устройства выполняются так, чтобы масса кусков
возвращалась под удары бил. При этом после первого удара
билом лишь небольшая доля (около 5%) материала выбрасывается
в выходную щель.
Следовательно, если загружать дробилку так, чтобы новый
материал поступал лишь после того, как будет удален предыду-
щий, производительность дробилки будет очень низка. Поэтому
дробилку следует питать так, чтобы новый материал поступал
до того, как оставшаяся часть предыдущей порции материала
удалена из камеры дробления. В этом случае увеличение произво-
дительности питания влечет за собой увеличение плотности запол-
нения камеры дробления, а это приводит к двум противоречивым
явлениям: уменьшению глубины проникновения, снижающему
производительность разгрузки рабочей камеры, и повышению
частоты попадания кусков в рабочую зону ротора, прилегающую
ближе к выходной щели, что увеличивает производительность
разгрузки.
Экспериментально доказано, что при питании кусками раз-
мером менее 0,2Ор последнее явление доминирует и производи-
тельность дробилки с увеличением плотности заполнения камеры
дробления непрерывно возрастает, пока камера не заполнится
с максимальной плотностью. Эти эксперименты проводились на
модели роторной дробилки (рис. 33), имевшей Dp =. 250 мм,
Lp = 75 мм и прозрачные боковые стенки, что позволяло фото-
63
Рис. 33. Схема роторной дро-
билки, на которой изучалось
заполнение камеры дроб-
ления при различной про-
изводительности
графировать процесс заполнения камеры дробления при различ-
ной производительности. На фотоснимках видно (рис. 34),^что
заполнение камеры дробления происходит неравномерно по ее
объему. Сначала раздробленный материал скапливается около
нижней кромки отражательной плиты. Его объем возрастает
с увеличением Kq, пока не заполнится вся камера. Это скопление
способствует увеличению производительности разгрузки камеры.
Аналогичный характер разгрузки камеры наблюдался и на более
крупной модели, имевшей Dp = 670 мм и Lp = 300 мм. Однако
все это справедливо лишь при крупности кусков до 0,2Dp. При
более крупном материале можно достичь более высокой произво-
дительности лишь при условии загрузки крупных кусков с неко-
торыми промежутками времени, доста-
точными для освобождения ротора у
приемного лотка (см. §2, гл. III). Здесь
же мы рассмотрим процесс разгрузки
материала при кусках размером не бо-
лее 0,2Dp.
Исследованиями установлено, что
вторая и последующие камеры дроб-
ления при любых профилях отража-
тельных плит не ограничивают про-
изводительности. На последнюю также
не влияют высота падения кусков в
дробилку и наличие колосниковых ре-
шеток вместо плит. Максимальная
производительность ограничивается
пропускной способностью первой ка-
меры дробления и параметрами ро-
тора.
На основе этих выводов процесс разгрузки, отвечающий усло-
виям максимальной производительности, можно схематично пред-
ставить так: ротор (рис. 35), находящийся под массой кусков
дробимого материала, стремящихся падать вниз, обладая некото-
рой начальной скоростью по вертикали vB и находясь под дей-
ствием силы тяжести, подобно фрезе срезает с каждым проходом
била как бы «стружку» объемом
V = ALph,
где А — горизонтальная проекция дуги КС (рис. 35); Lp — длина
ротора; h — средняя толщина «стружки» по вертикали, опреде-
ляемая как путь свободно падающих кусков за время поворота
ротора от одного била до другого.
Предполагается, что весь проникший в рабочую зону (ниже
дуги КС) материал срезается билом и выбрасывается из выходной
щели, а ширина внешней поверхности била b = 0. Назовем опи-
санную модель процесса разгрузки идеальной.
64
Рис. 34. Фотоснимки прозрачной модели роторной дробилки при работе с раз-
личной производительностью от Qmax (Kq = 1) до 0,HQmax:
а — Q «=	5 т/ч =	kq =	|; б _	q = 4 6	т/ч	к _ 0	92.
в	-	Q	=	3,2 т/ч, KQ	= 0,64;	г	Q	= 2,4	т/ч, Kq	= 0,48;	д	-	Q =	1,8	т/ч,	Ко	= 0,36;
е	-	Q	=	1,2 т/ч, Kq	= 0,24; ж	Q	= 0.8	т/ч. Kq	= 0,16;	з	-	Q =	0,6	т/ч,	Kq	=	0,1 1
5	В.	А. Бауман	65
Основываясь на такой модели, максимальную производитель-
ность дробилки в объемных единицах можно выразить формулой
Qm = ALJinz,
(3.9)
Рис. 35. Модель процесса
разгрузки материала из I
камеры дробления
где п — число оборотов ротора в единицу времени; z — условное
число бил.
Как следует из анализа формулы (3.9), на производительность
влияют размеры ротора, скорость его вращения и другие факторы.
Влияние размеров ротора. Длина ротора является независимой
от остальных параметров, и ее влияние на Qm характеризуется
законом пропорциональности. Влияние
диаметра ротора вытекает из следу-
ющих рассуждений.
Если 1г в выражении (3.9) предста-
вить как путь падающего тела с на-
чальной скоростью vB за время t =
= -р , А и п выразить через Dp, р, (р
(см. рис. 35) и vp — окружную ско-
рость бил ротора, то производитель-
ность выразится уравнением
Qm = Ct (щ£)р + C2D2p),	(3.10)
где Cj = 0,5Lp (sin 0 + cos <p), a C2 =
= gJT
2zt’p
Для некоторой области значений Ог выражение (3.10) можно
представить в виде
Ст=СоД,	(3.11)
где показатель степени зависит от формы камеры дробления
и находится в пределах 1	<2, а коэффициент CD является
функцией параметров 0, <р, Lp, z, vp и vB.
На модели роторной дробилки, имевшей профиль отражатель-
ной плиты, аналогичный профилю плиты серийных дробилок,
и диаметры роторов 200, 250 и 378 мм при vp = 30 м/с, было
установлено, что х = 1,5, т. е. показатель степени равен среднему
его значению.
Влияние окружной скорости ротора и числа бил. Аналогично
предыдущим выводам из выражения (3.9) вытекают зависимости
в которых показатель степени т зависит от формы камеры и
находится в пределах 0 </и <1; q зависит от формы камеры
и от величины критерия Cv = и находится в пределах 0 <
< q <Z 1; величина коэффициента Сс является функцией пара-
66
метров р, <р, Dp, Lp, z и формы камеры дробления; Сг — функция
параметров р, <p, Dp, Lp, vp, а также формы камеры дробления.
Экспериментальными исследованиями установлен показатель сте-
пени для роторных дробилок т = 0,35. Согласно графику на
рис. 36 q зависит от критерия Cv.
Рис. 36. Зависимость показателя степени q от критерия ско-
рости Со =	: Dp
Рис. 37. Схема, иллюстрирующая влия-
ние угла Р на производительность
Влияние угла установки первой отражательной плиты. Хотя
из анализа формулы (3.9) вытекает прямая пропорциональность Qm
от А, такой вывод был бы ошибочным, так как начальная скорость
внедрения vB по длине дуги
распределяется неравномер-
но. Эти скорости зависят
от положения точки N на
дуге KL (рис. 37), опреде-
ляемой углом РА..
Рассмотрим, как воздей-
ствует било на те куски,
которые находятся на части
окружности ротора КС
(рис. 35) в момент прохода
под ним ударной кромки
била. Кусок, получив удар
в точке N, находящейся на
дуге окружности под углом
РЛ, расколется. При этом часть его I, находящаяся ниже тре-
щины NM, будет увлечена билом, а часть II, расположенная
выше трещины NM, получив удар через внутренние силы сцепле-
ния, которые окажутся разрушенными, приобретет некоторую ско-
рость vK, направление которой должно совпадать с направлением
Vp. Можно полагать, что vK по величине пропорциональна ир, т. е.
vK = CKvp,	(3.12)
где Ск — некоторый коэффициент пропорциональности, завися-
щий от физических свойств дробимого материала.
5
67
Сделав такое предположение, легко найти вертикальную
проекцию начальной скорости внедрения vB в точке N:
vB = CKvp&in^x.
Зная значения h и vB, можно подсчитать элементарный объем
материала dV, внедрившегося в окрестности точки N за время
, Л Z)n	т
г = — * , отнесенного к единице длины ротора Lp:
dV = hdx = (yBt Ц- dx —
= (cKvp sin PJ + 4г) dx.	(3.13)
Так как x = sin px, to dx = -^E- cos pxdpx.
Подставив значение dx в формулу (3.13), получим
dV = (CKvp sin рх/ + T1 cos Px <
Разделив на время t и проинтегрировав по рх от —130, соответ-
ствующего некоторой точке О', в которой CKvp sin рх =-----,
до р, получим
Qm-C10 + С9 sin р + sin2 р,
где С8 и С9 — постоянные величины, зависящие от Dp, vp, z
и Ск, а С10 представляет собой производительность при р = 0.
Если эту производительность принять за единицу, то производи-
тельность в зависимости от угла р можно выразить безразмер-
ной величиной Кя =
^10
Яд = 1 +^sin p + ^ysin2p.	(3.14)
с10	zc10
Значения параметров в уравнении (3.14) были определены
экспериментально на модели роторной дробилки, что позволило
получить коэффициент
Кр = 1 — 0,49 sin р + 4,7 sin2 р,	(3.15)
учитывающий влияние угла установки отражательной плиты.
Влияние ширины выходной щели. Чтобы выяснить характер
влияния ширины выходной щели на производительность, следует
рассмотреть изменение объема материала, выбрасываемого каждым
билом при увеличении щели от 0 до s. Учитывая, что глубина
проникновения h куска в рабочую зону ротора увеличивается
с возрастанием угла рх (рис. 37), производительность Qo при
68
s = 0 пропорциональна площади F (рис. 38), равной заштри-
хованной площади OLN, а производительность Qm при щели s
пропорциональна той же площади плюс Ах/i. Выразив произво-
дительность Qm безразмерной величиной Ks = -yrL, из соотно-
ся
шения площадей получим
, F s
где/кР—; е =
Экспериментально полученная зависимость выражается урав-
нением
Ks = 1 + 1,9е.	(3.16)
Величина 7<s может быть использована как поправочный
коэффициент на ширину выходной щели.
Рис. 38. Схема, иллюстрирующая
влияние выходной щели s на про-
изводительность
Рис. 39. Схема, иллюстрирующая взаи
модействие притупленной кромки била
с куском дробимого материала
Влияние закругления передней кромки била. Сравним реаль-
ный процесс захвата кусков билом с идеальной моделью процесса
разгрузки, на базе которой выведена формула (3.9).
В идеальной модели полагали, что радиус закругления перед-
ней кромки била г = 0. При этом условии весь объем V = hALp
захватывается билом на высоту h. Если кромка имеет закругление
по дуге окружности, что на первой стадии изнашивания отвечает
форме изношенного била, то часть материала, проникшего на
глубину h, будет вытолкнута обратно из рабочей зоны и факти-
чески захваченный объем сократится пропорционально умень-
шению h.
Рассмотрим взаимодействие била, имеющего закругленную
кромку радиусом г с кусками материала (рис. 39). Если кусок М
встретился с билом на закругленной его части в точке N, распо-
ложенной под углом <р0, то на кусок действует сила реакции
поверхности R, являющаяся суммой силы трения Т и нормаль-
ной реакции поверхности RN. Направления скорости пр и реак-
ции R образуют некоторый угол <р0 — <рт, где <рт — угол трения.
69
При этом радиальная составляющая силы реакции /?, равная
/? sin (ф0 — <рт), стремится вытолкнуть кусок или его часть из
рабочей зоны. Лишь при условии <р0 = срт эта составляющая
равна нулю- Таким образом, все куски, ударившиеся в закруглен-
ную часть била на глубине hr, соответствующей углу срт, вытал-
киваются из рабочей зоны и било захватывает лишь те куски,
которые ударятся о било на участке
ha = h — hr.
Основываясь на этих предпосылках, вывели значение коэффи-
циента Кг = где Qm — максимальная производительность
чо
при г/ О, Qo — производительность при г = 0. Оно выражается
уравнением
= 1	С11Р,
где р = -р—; Сп = (I — sin <рт).
Постоянная Сп была определена экспериментально, поэтому
= I — 7,9р.	(3.17)
Величина Кг может быть использована в качестве поправоч-
ного коэффициента на закругление кромки била.
Влияние ширины внешней поверхности била. Установлено,
что ширина внешней поверхности била b или в относительных
(	b \
единицах т где т =	) влияет на время проникновения кусков
в рабочую зону ротора и, следовательно, на величину h.
Выведено, что коэффициент = где Qm — максималь-
Что
ная производительность при т 0, Qo — то же при т = 0. Коэф-
фициент Кв можно представить уравнением
'< = (>-^У-	<3-|8>
где у — показатель степени, зависящий от формы камеры дроб-
ления, находится в пределах I <'у -<2; 6 = —^--------относи-
Ыр
тельная величина наибольших кусков размером D.
В формуле (3.18), как показывают эксперименты, можно
принять у = 1,5. При гсЗ и 6 = 0,3 коэффициент Ка =
= 0,85-1-0,9. При больших числах г величина Кв может значи-
тельно уменьшаться. Так как формула выведена без учета того,
что при крупных кусках (6 > 0,3) последние не могут заходить
в рабочую зону на глубину h = 0,5£>, то при 6 > 0,3 в формулу
(3.18) следует подставлять 6 = 0,3.
Влияние размера кусков загружаемого материала. С увеличе-
нием размера куска, проникающего в рабочую зону ротора (см.
рис. 15), угол поворота ат до момента встречи била с куском
уменьшается, а следовательно, сокращаются время и глубина
70
проникновения куска, что Снижает производительность. Этот
вывод вытекает также из формулы (3.18). Следовательно, макси-
мальная производительность будет при 6 > 0. Кроме того, чем
крупнее куски, тем в большей степени затрудняется их разгрузка
из камеры дробления. Последнюю можно рассматривать как
бункер с воронкообразным днищем, заполненный кусковым мате-
риалом. Известно, что при размерах кусков, составляющих
0,4—0,5 размера отверстия, разгрузка кускового материала
становится невозможной из-за образования сводов. Подобное
явление наблюдается и при прохождении кускового материала
через рабочую камеру. Экспериментально была получена зави-
симость (рис. 40), подтвердив-
шая эти рассуждения:
KD = 1 — 3,46,	(3.19)
где KD =	Q и Qo — со-
ответственно производитель-
ности при размере кусков 6 и
6	0.
Зависимость (3.19) была ис-
следована в диапазоне разме-
ров кусков 0,02 <6 <0,2.
Экстраполяция значений
для 6 > 0,2 показывает, что
Рис. 40. Поправочный коэффициент на
крупность Ко загружаемых кусков
в зависимости от относительной круп-
ности кусков 6
при 6 = 0,3 производитель-
ность равна нулю (штриховая
линия на графике), что отве-
чает размеру куска, состав-
ляющему примерно 0,4—0,5
размера между нижними кромками приемного лотка и отража-
тельной плиты, образующими как бы отверстие в воронкообраз-
ном днище. Однако если крупные куски не могут проходить
свободно через отверстие при заполненной камере дробления, то
они могут свободно пройти при питании отдельными кусками.
Практически при 6	0,3 дробилка может работать, обеспе-
чивая производительность Ко 0,3, при условии питания ее
отдельными кусками с интервалами времени, достаточными, чтобы
они раздробились и освободили пространство над ротором. При
этом дробилка работает неустойчиво, так как стоит перегрузить
камеру дробления, как образуется свод и продвижение материала
к ротору прекращается (7<D = 0). В таком режиме чаще всего
работают дробилки крупного дробления, принимая куски раз-
мером до 6 = 0,6.
Если питать дробилку порциями с определенными интервалами
времени, то возможна работа дробилки и при размере кусков
0,2 <6 <0,6. В этом случае коэффициент Ко = 0,3 сохраняет
свое значение независимо от 6. Так как обычно горная масса
71
содержит куски не только максимального размера, то поддержи-
вать питание дробилки без перегрузки камеры оказывается воз-
можным и при б 0,2, конечно, если размеры кусков не пре-
вышают размеров камеры дробления.
Кривая KD = f (б) в интервале б > 0,2 требует более деталь-
ного исследования, поэтому на графике она показана штрих-
пунктирной линией.
Влияние физических свойств дробимого материала. В идеаль-
ной модели процесса разгрузки предполагается, что все куски,
попавшие на окружность ротора, должны расколоться и часть
их, находящаяся в рабочей зоне, увлечена билом. В реальной
дробилке не все куски расколятся и половина их должна быть
выброшена из рабочей зоны, так как имеется равная вероятность
захвата их билами. Количество нерасколовшихся и незахваченных
кусков тем больше, чем значительнее сопротивляемость материала
разрушению. Известно, что критерием прочности при односто-
роннем ударе является показатель —. Так как размер куска
Yo“K
dK и диаметр ротора Dp считаем величинами линейно зависимыми,
то критерий прочности можно принять равным Сп =—-Д—.
Yo^p
Чем больше С„, тем крупнее критический размер куска при
данной скорости ур и тем больше кусков, попавших на окруж-
ность ротора, окажется нераздробленными. Следовательно, с уве-
личением показателя Со производительность должна снижаться
в результате возрастания доли кусков, не захваченных билами.
Экспериментально установлена зависимость
(3.20)
здесь Сп =	, где стр— в кгс/см2; у0— в гс/см3;
Поправочный коэффициент Кп представляет собой
Qm
Qo
£)р — в м.
отношение
и учитывает сопротивляемость камня разрушению; Qm,
Qo — производительности, соответствующие Со и СГ) - > 0.
Так как для одного материала, разрушающегося на дробилках
разного размера, показатель Са неодинаков, то влияние сопро-
тивляемости разрушению на дробилках крупного размера меньше,
чем на мелких. Судя по выражению (3.20), прочность стр влияет
на производительность незначительно. Так, например, для диа-
база, имеющего стсж = 1730 кгс/см2, стр = 290 кгс/см2 и у0 =
= 3,12 гс/см3, и органогенного известняка, имеющего стсж =
= 228 кгс/см2, стр = 33,7 кгс/см2 и уо = 2,01 гс/см3 (см- табл. 1)
при Dp = 0,5 м, коэффициенты /<„ соответственно равны 0,73
и 0,95.
Формула (3.20) не учитывает изменения крупности продукта
дробления, которая увеличивается с повышением Со. Чтобы
выяснить влияние на Qm при одинаковой крупности зерен
72
продукта, следует при дроблении более прочного материала изме-
нить режим дробления, например, увеличить vp или уменьшить s.
При этом производительность дополнительно снизится и под
действием этих факторов. Следовательно, влияет на Qm при
постоянной степени дробления больше, чем показано на графике
(см. рис. 109).
О влиянии других факторов. Результаты исследования рабочей
высоты била, угла установки приемного лотка, угла наклона
приемного лотка, высоты рабочей камеры и объемной массы
дробимого материала на производительность показали следующее.
Если рабочая высота била h6 превышает наибольшую глубину
проникновения куска h, то ее изменение не влияет на произво-
дительность. При меньших значениях h6 влияние последней
оказывается тем значительнее, чем меньше h6. Эксперимен-
тально установлено, что при высоте h6 0,Юр влияния ее на
производительность не наблюдается- При h6 <Z 0,04Dp произ-
водительность почти прямо пропорциональна h6. В интервале
0,04Dp <С h6 <СО,Юр с уменьшением высоты от 0,Юр до 0,04Dp
производительность снижается на 20—30%. Так как обычно h6
0,1Е>р, то влияние этого фактора не учитывается.
Угол установки приемного лотка <р, хотя и изменяет размер А
(см. рис. 35), однако на восходящем участке окружности ротора
начальная скорость внедрения кусков vB- направлена вверх,
что резко снижает глубину проникновения кусков на этом участке,
а также производительность. Эксперименты показывают, что
изменение угла ср от 20 до 40° не сказывается на Qm. Поэтому
влияние этого параметра на Qm также не учитывается.
Влияние угла наклона приемного лотка срл на Qm не обнару-
живается ни из модели процесса разгрузки, ни экспериментально.
Изменение его от 45 до 90° не отражается на производительности.
Высота рабочей камеры hK определяет высоту слоя материала,
скапливающегося над ротором и создающего подпор сверху.
Подпор способствует удержанию в рабочей зоне части материала,
которая могла бы быть выброшена из нее. Наибольшая произво-
дительность достигается при hK — 3D, где D — размер кусков.
При hK 3D не достигается благоприятная форма отражатель-
ной поверхности, при которой обеспечивается наилучший эффект
дробления- Высота камеры дробления обычно составляет 1,50 <
<'hK <Z3D- При этом производительность для меньших значе-
ний hK снижается незначительно.
Объемный вес дробимого материала у0 влияет на объемную
производительность через показатель
—, но это влияние
УоЫр
невелико, так как колебание значений у0 для горных пород не-
значительно, и с увеличением у0 возрастает и стр, при этом Сп
изменяется в меньшей степени. Величина уо больше влияет на
весовую производительность, чем на объемную, Первую можно
считать прямо пропорциональной у0.
73
Формулы производительности. Из рассмотрения влияния от-
дельных факторов вытекает формула производительности, выра-
женной в м3/ч материала в разрыхленном состоянии:
L D':
Qm^Qn-^^KDKsKrKoKa
(3.21)
где Qo — производительность дробилки при Dp = Lp = ир =
= г = 1; Р = 0; D — > 0; s = 0; г = 0; стр Он Ь = 0. Вели-
чины Ор, Лр, ир выражены в безразмерных относительных еди-
ницах, для измерения которых за единицы приняты Dp = 1 м,
- 1 м и [1р -- 1 м/с, при этом они численно равны Dp и Lp,
выраженным в м и в м/с.
Коэффициент Др определяется формулой (3.15) для 0 <
<Р <90°.
Коэффициент Кд находится по формуле (3.19) для б =	<
<0,2. При б 0,2 величина KD "0,3.
Значение Ks определяется выражением (3.16) для 0 <8 =
=- — <0,2.
Dp
Значение Дг можно вычислить, пользуясь зависимостью (3-17)
при 0 <р =	<0,05.
Коэффициент Дст определяется выражением (3.20) при 0 <
<^ = уДг<170-
Значение Дв рассчитывается по формуле (3.18) при 6*0,3.
Если б > 0,3, в формуле принимают б = 0,3.
Для камер дробления, подобных изображенным на рис. 67
и 83, можно принимать Qo = 1500 :1900 м3/ч (первое значение
учитывает резерв производительнее™ при неравномерной за-
грузке); х = 1,5; т = 0,35; у = 1,5; q должно выбираться по
графику (рис. 36) в зависимости от критерия Cv.
Формула (3.21) наиболее полно учитывает факторы, влияющие
на производительность, и дает наиболее точное совпадение с дан-
ными, полученными на роторных дробилках как небольших,
так и крупных размеров. Ввиду того, что крупность кусков за-
гружаемого материала существенно влияет на производительность,
а в практике работы роторных дробилок крупность питания не-
постоянна и обычно колеблется в больших пределах, то кратко-
временная производительность промышленных дробилок может
значительно отклоняться от вычисленной по формуле (3.21)
в зависимости от тоГо, насколько правильно выбран коэффициент
До при расчете. Поэтому приведенная формула при правильно
определенном значении KD дает близкое совпадение с опытными
данными при длительном режиме работы.
74
Если требуется определить производительность ориентиро-
вочно, то формулу (3.21) можно использовать в упрощенном виде:
L о1.5
^ = 480-^5^.	(3.22)
р z
В этой формуле коэффициент 480 представляет собой произве-
дение следующих величин: Qo = 1900 м3/ч;	= 0,3; Ks = 1,20;
Кг = 0,85; Ко = 0,95 и Кв = 0,86.
3. ЭНЕРГОЗАТРАТЫ В РОТОРНЫХ ДРОБИЛКАХ
Стоимость затрачиваемой электроэнергии составляет около
30% от общей стоимости операции дробления материалов в ротор-
ных дробилках среднего и мелкого дробления. Расход электро-
энергии на дробление зависит от производительности, результатов
дробления, вида перерабатываемого материала, конструкции
и режима работы дробилки.
Исследованиями, проведенными во ВНИИСтройдормаше на
промышленных и опытных дробилках, были получены основные
зависимости расхода электроэнергии от показателей и режима
работы дробилок. На рис. 41 показаны результаты исследования
дробилки с диаметром ротора 500 мм и длиной ротора 140 мм при
дроблении турдейского известняка.
Чтобы сопоставить расход энергии на процесс дробления Удр
в разных конструкциях дробилок, чаще всего из общей мощ-
ности N3 вычитают мощность холостого хода, подразумевая, что
разность представляет собой мощность, затрачиваемую на чистое
дробление. Как показали исследования, этот метод дает большую
погрешность. Мощность, расходуемая на потери в механизмах
роторной дробилки и электродвигателе, при номинальной на-
грузке больше мощности холостого хода в 1,1—1,7 раза. С целью
определения У р и установления закономерностей ее расчета
во ВНИИСтройдормаше было разработано специальное устрой-
ство.
Устройство состояло из тормоза конструкции Прони, закреп-
ленного на валу дробилки, датчика нагрузки, датчика потребляе-
мой мощности электродвигателем, датчика числа оборотов и
тензометрической регистрирующей установки.
Полученные с помощью тормоза Прони тарировочные графики
использовались для определения мощности N№ по замеренной
мощности N3, потребляемой электродвигателем.
На рис. 41 изображены зависимости N3 = f (Q), построенные
по замерам, и Кдр = f (Q), построенные по тарировочным графи-
кам. Из графиков следует, что потери мощности в механизме
дробилки, приводе и электродвигателе при наибольших произво-
дительностях и окружных скоростях ротора 12,6; 25,2 и 36,7 м/с
соответственно возросли в 1,1; 1,77 и 1,57 раза. Из графика (рис. 41)
также видно, что удельный расход затраченной электроэнергии
75
•Уэ = -уг- (где Q — производительность) значительно изменяется
.4
в зависимости от производительности и поэтому не может быть
использован в качестве расчетного показателя.
Более надежным показателем энергоемкости процесса дробле-
Этот показатель, как следует из графиков на рис. 41, имеет по-
стоянное значение во всем диапазоне производительности.
Коэффициент полезного действия дробилки
при максимальной производительности для скоростей ротора
12,6; 25,2 и 36,7 м/с соответственно равнялся 0,74; 0,63 и 0,59.
Полученные значения к. п. д. характерны для испытанной модели
и ее электродвигателя.
76
Чтобы определить, какой гипотезе дробления отвечает харак-
тер дробления камня в роторных дробилках, ВНИИСтройдормаш
провел комплексное исследование группы роторных дробилок,
значительно отличающихся по параметрам и показателям работы.
Исследования проводились на известняке Турдейского карьера
крупностью от 15 до 600 мм для разных типоразмеров дробилок.
Роторы дробилок имели размеры от 0,2 до 1,0 м, окружные ско-
рости от 12 до 50 м/с и степень дробления от 2 до 30.
На рис. 42, а, б, в изображена зависимость удельного расхода
энергии, расходуемой на дробление материала, от показателя
его разрушения, принятого по различным гипотезам. Характе-
ристикой разрушения материала по гипотезе Риттингера является
величина показателя удельной, вновь образованной поверх-
ности г н-—-, по гипотезам Бонда и Кирпичева—Кика — величины,
Ь'св
подсчитываемые соответственно по выражениям
И 1g i.
/Сев
Наименьший разброс точек от осредняющего графика и наи-
меньший коэффициент вариации соответствовали гипотезе Рит-
тингера— Квар = 20,6%. Для гипотез Бонда и Кирпичева—
Кика коэффициент вариации соответственно составил 27 и 95%.
Это дает основание рекомендовать для расчета номинальной
мощности электродвигателя в квт следующую формулу:
д, _ Шдр<? (г 1)
ДгвЛдрйп
(3-24)
где щдр — энергетический показатель в квт-ч/м2; Q— производи-
тельность в м3/ч; i — степень дробления; DCB — средневзвешен-
ный размер исходного материала в м; т]др — к. п. д. дробилки;
т]п — к. п. д. привода.
Энергетический показатель щдр представляет собой комплекс-
ный показатель дробимого материала, характеризующий энерго-
емкость его разрушения в роторных дробилках. Численно щдр
равен удельному расходу энергии на единицу показателя вновь
образованной поверхности материала АК. Величина энергети-
ческого показателя существенно зависит от вида материала.
Значения его могут изменяться до 40 раз.
В табл. 7 приведены значения щдр некоторых материалов,
наиболее часто используемых при дроблении в роторных дро-
билках.
Коэффициент вариации энергетического показателя извест-
няка Турдейского месторождения при определении по группе
машин, работающих на разных режимах, составил 22,8, по от-
дельным машинам— 13,9%. В настоящее время значения щдр
для многих материалов и горных пород не определены, что за-
трудняет непосредственное применение формулы (3.24) для рас-
четов. Для возможности ее применения установлена эмпирическая
77
Рис. 42. Зависимость удельного расхода энергии от показателя разрушения
материала, принятого по гипотезам:
а — Риттиигера; б — Бонда; в — Кирпичева —Кика; □ — двухроторная дробилка мо-
дели С-616;	— трехроторная дробилка конструкции ВНИИСтройдормаша; <—двух-
роторная дробилка модели СМ-429; + — прототип дробилки модели С-643; д — малая
экспериментальная модель; О — большая экспериментальная модель
78
Физико-мехаиические характеристики материалов
Таблица 7
Материал	>’н в тс/м3	СТР В кгс/см2	103'“’др В КВТ-Ч/М2
Уголь, антрацит 		0,9	27,5	2,5
Кирпич силикатный 		1,2	10,0	4,5
Известняк месторождения: Щуровского 		1,48	18,5	8,6
Турдейского 		1,54	120,0	19,0
Ковровского 		1,52	70,0	21,0
Гранит Клесовского месторождения	1,52	127,5	15,0
Диорит Клесовского месторождения	1,76	164,0	40,0
зависимость шдр от предела прочности при растяжении для ма-
териалов с пределом прочности ниже ор = 160 кгс/см2:
Рис. 44. Влияние размера выходной щели
на значение энергетического показателя
Рис. 43. Влияние окружной
скорости бил ротора на зна-
чение энергетического показа-
теля
Величина шдр, подсчитанная по выражению (3.25), имеет
коэффициент вариации 29%. Исследования показали, что вели-
чина энергетического показателя зависит от режима работы
дробилки и типа конструкции.
Из графиков на рис. 41 видно, что шдр минимально при наи-
меньших значениях производительности и возрастает с ее увели-
чением до (0,35—0,4) Qmax, после чего остается почти постоянным.
Эта закономерность объясняется лучшими условиями дробления
материала при питании дробилки единичными камнями.
Учитывая, что дробилки обычно работают при производитель-
ности от 0,4<?тах до 0,8<?тах, можно считать, что энергетический
показатель для каждого режима остается постоянным незави-
симо от производительности.
Для той же модели при производительности 7,5 м3/ч была
получена зависимость шдр от окружной скорости бил ротора
(рис. 43) и выходной щели (рис. 44).
79
Энергетический показатель включает в себя все виды энергии,
отдаваемой ротором при ударе, в которую входит кроме энергии,
расходуемой непосредственно на разрушение камня, энергия на
износ бил, футеровок и отражательных плит, на перемещение
материала, на колебательные процессы в материале и дробилке
от ударного воздействия, не приводящие к разрушению камня,
и на другие сопутствующие явления не отделимые от ударного
процесса дробления. Изменение энергетического показателя свя-
зано с относительным перераспределением этих видов энергий.
Увеличение энергетического показателя с уменьшением окруж-
ной скорости бил ротора обусловлено меньшей долей энергии,
расходуемой непосредственно на разрушение материала, — сте-
пень дробления с уменьшением скорости снижается. В то же
время потери энергии на непроизводительные затраты (переме-
щение материала, колебательные процессы и др.) снижаются
в меньшей мере.
При увеличении размера выходной щели снижаются непро-
изводительные затраты энергии на износ бил и нижней кромки
отражательной плиты. Однако при этом увеличиваются затраты
на перемещение нераздробившихся кусков. Как вытекает из
анализа графика (на рис. 44), существует оптимальная ширина
выходной щели, при которой сумма этих затрат принимает мини-
мальное значение, вследствие чего содр имеет минимум.
ГЛАВА IV
ИССЛЕДОВАНИЕ УДАРНЫХ НАГРУЗОК
1. УДАРНЫЕ НАГРУЗКИ, ДЕЙСТВУЮЩИЕ НА РОТОР
Особенностью роторных дробилок является ударный характер
нагрузок, возникающих при работе. Для расчета таких нагрузок
необходимо знать не только величину усилий, но и время их
действия.
Сила удара при соударении твердых тел зависит от их масс,
относительной скорости удара, упругих свойств материалов и
формы контактных поверхностей. Если бы все эти параметры
были известны, то задача определения ударной силы в зависимости
от времени могла бы быть решена с некоторым приближением
путем интегрирования с помощью ЦЭВМ- Однако эта задача
теряет определенность, когда речь идет о соударении била ротора
с куском камня неопределенной массы и формы, разрушающимся
при ударе.
Поскольку в данном случае величина усилий зависит от ряда
случайных факторов, задача должна решаться методами матема-
тической статистики на основе обработки достаточного количества
экспериментального материала. Такие исследования были про-
ведены во ВНИИСтройдормаше на модели роторной дробилки,
имевшей Dp = 670 мм и Lp = 300 мм. В дробилку загружались
предварительно взвешенные куски известняка Ковровского место-
рождения массой от 2 до 14 кг и производилось осциллографирова-
ние мгновенной мощности и угловых ускорений ротора в момент
ударов по камню- По мгновенной мощности подсчитывались мо-
менты ударных импульсов а по амплитудным значениям
ускорений — моменты максимальных ударных сил МР, по ко-
/ Dr, \
торым путем деления на радиус ротора I -	) определялись ве-
личины ударных импульсов Sp и максимальных ударных сил Ру,
действующих по касательной к окружности ротора.
Каждый камень испытывал несколько ударов била, из которых
выбирался один, давший наибольшее значение Ру. Эти наиболь-
шие значения для кусков равной массы имели существенное рас-
сеивание. Поэтому из 16 замеров для кусков равной массы
(тк ± 1 кг) находились средние арифмегические и средние ква-
дратические отклонения, по которым находились максимально
возможные отклонения, т. е. такие, вероятность превышения
которых составляла 0,1%. По полученным данным максимально
6 В. А. Бауман	81
возможных значений (в дальнейшем их будем называть макси-
мальными) были найдены зависимости ,SP и Ру от массы кусков
для четырех различных скоростей пр. Эти зависимости имели
одинаковый характер для Sp и Ру. Одна из них показана на
рис. 45.
Согласно классической теории удара для случая соударения
тела (куска камня) с массой тк, имевшей начальную скорость
в направлении удара, равную нулю, с ротором, движущимся со
скоростью vp и обладающим массой, значительно превышающей
массу тк, величина ударного импульса в кгс-с определяется
формулой
Рис. 45. Зависимость максимальных удар-
ных импульсов, действующих на ротор,
от массы кусков при окружной скорости:
/ — 17,4 м/с; 2 — 26,1 м/с; 3 — 34,6 м/с;
4—52,1 м/с
последние получают центральные
чую зону ротора на глубину, рав
куска. При более крупных кусках
£ __ткир (1 ~|~ ^)
где k — коэффициент вос-
становления для соударя-
ющихся тел; е — эксцентри-
цитет ударной силы отно-
сительно центра массы ку-
ска; г—радиус инерции
массы куска.
При центральном ударе,
когда е = О,
5 = mK^p (1 + k). (4.2)
Экспериментальные дан-
ные, как можно заметить,
согласуются с формулой (4.2)
лишь при небольших разме-
рах кусков (до 0,5 кг), когда
удары, проникая в рабо-
[ую более половины размера
(до 5 кг) экспериментальные
данные приближаются к полученным по формуле (4.1), а при
кусках более 5 кг ударные импульсы оказываются значительно
ниже, чем дают обе формулы. Для объяснения этого явления
предложена модель процесса, описываемая ниже, позволяющая
математически описать полученные зависимости.
Формулы (4.1) и (4.2) выведены из предположения, что при
соударении тела не разрушаются. При этом в первой фазе удара
кинетическая энергия ротора переходит в потенциальную энер-
гию упругих деформаций куска и деталей ротора. Ударная сила
и внутренние напряжения возрастают до некоторого максимума.
В этот момент все точки куска приобретают скорость, равную
скорости ротора в точке контакта. Во второй фазе удара энергия
упругих деформаций переходит в кинетическую энергию движе-
ния куска, который отталкиваясь от била ротора приобретает
82
относительную скорость kvp. При этом сила удара падает до нуля,
а абсолютная скорость куска оказывается равной
WK = Vp + kvp = Vp (1 + k).
При разрушении куска картина несколько меняется. Ударная
сила в первой фазе возрастает, пока внутренние напряжения не
превзойдут предела прочности при растяжении. Вследствие этого
появляются трещины в куске дробимого материала и он распа-
дается на несколько частей (рис. 46). Время распространения
трещин значительно меньше времени действия удара, поэтому
можно принять, что целостность куска нарушается мгновенно.
Рис. 46. Взаимодействие куска дроби-
мого материала с билом ротора при
прямом центральном ударе:
а — конец первой фазы удара; б — конец
второй фазы удара
Рис. 47. Взаимодействие куска дро-
бимого материала с билом ротора при
эксцентричном ударе:
а — конец первой фазы удара; б — конец
второй фазы удара
Дальнейшее протекание процесса зависит от расположения куска
относительно била ротора или от глубины его проникновения
в рабочую зону ротора йср. Так, если глубина проникновения
превышает половину размера куска 0,50, то в первый момент
появления трещин вследствие продолжающегося движения била
вперед, пока еще поперечные трещины не разошлись (рис. 46, а),
возможна передача энергии упругих деформаций от била к от-
дельным частям куска и между ними подобно тому, как это про-
исходит при ненарушенной целостности куска. Далее, отталки-
ваясь одна от другой, части куска отбрасываются билом с раз-
личными скоростями (рис. 46, б). В этом случае с некоторым
приближением процесс описывается уравнением (4.2), с той лишь
разницей, что коэффициент восстановления следует выражать
через суммарное количество движения всех частиц куска, т. е.
У miUi
k = ------------1,
(4.3)
6*
83
гдё щ — скорость движения отдельных частиц куска с массами ш(-
после удара.
Если глубина проникновения куска меньше половины D
(удар прямой эксцентричный), то часть куска А, находящаяся
в рабочей зоне ротора, будет сколота по плоскости Л77 под не-
которым углом ас (рис. 47, а), при этом она приобретет в среднем
скорость, равную vp (1 + k), и сопротивление ротору окажет
главным образом эта часть его массы. Часть куска Б, не вошед-
шая в непосредственное соприкосновение с билом ротора, будет
под воздействием внутренних сил, разрушающих кусок по пло-
скости скола КЛ и, как мы вначале допустили, действующих
практически мгновенно. Эта часть куска приобретет некоторую
незначительную скорость (в сравнении со скоростью части куска А)
и ею можно пренебречь. Такое допущение еще более справедливо
для кусков, которые при ударе своей частью Б опираются в отра-
жательную плиту, препятствующую движению куска. Таким
образом, можно массу части куска Б не принимать в расчет при
определении ударного импульса (рис. 47, б).
Для иллюстрации того, что масса куска Б не влияет на ве-
личину ударного импульса, можно представить себе, что часть
куска А откалывается от скалы с практически бесконечно боль-
шой массой. Очевидно, в данном случае ударный импульс не
возрастет до бесконечности.
Положив в основу описанную модель процесса для математи-
ческого выражения величины ударного импульса, действующего
на ротор, в зависимости от массы куска и окружной скорости
ротора были сделаны следующие допущения.
1.	Кусок дробимого материала имеет форму шара равновели-
кого по объему, диаметр которого
3 АпГ
О = 1,24у^,	(4.4)
где у0 — объемный вес материала куска.
2.	При эксцентричном ударе по куску, имеющему массу,
превышающую некоторое значение, определяемое критическим
размером для данной скорости (см. § 2, гл. II), передняя кромка
била скалывает часть куска по некоторой наклонной плоскости
скола КЛ.
3.	Плоскость скола наклонена к плоскости действия ударной
силы под углом ас, величина которого зависит от скорости удара.
4.	Средняя статистическая величина коэффициента восста-
новления для горных пород, дробимых в роторных дробилках,
определяемая формулой (4.3), не зависит от скорости удара в ин-
тервале скоростей, разрушающих камень и встречающихся на
роторных дробилках, и несущественно различается для большин-
ства горных пород.
5.	При эксцентричном ударе била по куску сопротивление
билу оказывает лишь масса скалываемой части А, а остальная
84
часть куска Б, оставаясь в покое, «не участвует» в ударном йрб-
цессе.
Основываясь на таких допущениях, величина ударного им-
пульса в кгс-с, действующего на ротор,
Sp — О Ч- ^) >
(4.5)
где лт — коэффициент активной массы, представляющий собой
отношение массы скалываемой части куска к его полной массе
и определяемый как отношение объс
той h к объему шара диаметром D по
формуле
Аот = 0,75/гЦ1	,	(4.6)
, 2fl
где =-р-.
Высота шарового сегмента мо-
жет быть найдена графически, если
известны средняя глубина проник-
новения куска в рабочую зону ро-
тора hcp (см. формулу (2.21)] и
угол ас. Последний был определен
экспериментально в зависимости от
Рис. 48. Зависимость величины
угла скола от окружной скоро-
сти ротора
окружной скорости ротора (рис. 48).
Средний коэффициент восстановления, определенный на изве-
стняке Ковровского месторождения, составил k = 0,45.
Сравнение экспериментально полученных величин ударных
импульсов с рассчитанными по формуле (4.5) с учетом предложен-
ной методики показывает, что она дает близкие результаты для
кусков массой более 5 кг. Для кусков меньшего размера расчет-
ные величины получаются несколько ниже фактических. Это
объясняется тем, что куски меньшего размера хуже разрушаются
при свободном ударе, вследствие чего вся масса куска оказывает
сопротивление ротору, несмотря на то, что согласно описанной
выше модели процесса плоскость скола должна разделить кусок
на части. Очевидно, для кусков с массой около 0,5 кг приемлема
формула (4.1). Для кусков массой 0,5—5 кг величина ударного
импульса лежит между значениями, определяемыми формулами
(4.1) и (4.5).
Экспериментальные исследования величин 5Р и Ру позволили
также оценить время действия ударной силы. При воздействии
била на куски дробимой породы с различной формой контактирую-
щихся частей куска характер изменения ударной силы по. времени
должен изменяться, в связи с чем должно изменяться и время
действия ударной силы. Исследования, проводившиеся отделом
разрушения горных пород Института горного дела им. А. А. Ско-
чинского, установили, что зависимость ударных сил от времени
их действия близка к линейной. Если, основываясь на этих дан-
85
ных, предположить, что и в роторных дробилках ударная сила
в первой фазе удара возрастает до своего максимума Ру и во вто-
рой фазе убывает до нуля по линейному закону, то время дей-
ствия /у ударной силы можно найти из зависимости
с __ 7Уу
"% ~ 2 ’
откуда
=	(4.7)
Исследования ВНИИСтройдормаша показали, что среднее
время удара подчиняется зависимости
ty = 4>	(4-8)
ир
где Kt и п — постоянные величины, характеризующие свойства
дробимого материала.
При дроблении известняка Ковровского месторождения в кус-
ках массой 2—14 кг время удара независимо от размера кусков
варьировало (коэффициент вариации 25%) около некоторого
среднего значения. Для данного материала получено Kt = 0,005
и п = 0,5 при vv в м/с.
Следовательно, для исследованных условий среднее время
удара в с может быть выражено эмпирической формулой
ty = 0,005и7°'5.	(4.9)
Дробление девяти различных горных пород, имеющих предел
прочности при растяжении 20—145 кгс/см2 по прибору Т-3 (см.
ГОСТ 8269—641, показало, что среднее время удара несколько
снижается с увеличением предела прочности, подчиняясь зави-
симости
ty = Kapm,	(4.10)
где К = 0,0017 и т = 0,2 при ир = 26 м/с и К = 0,0044 и т =
= 0,4 при ир = 17,4 м/с. Однако для ор = 70ч- 145 кгс/см2
изменение ty не превышает точности результата, вычисленного
по формуле (4.9). Поэтому зависимостью (4.9) можно с некоторым
приближением пользоваться, не учитывая прочность в указанном
интервале.
Принимая максимальное значение ударного импульса Sp
по формуле (4.5) и среднее время его действия', которое является
модальным (наивероятнейшим), по формуле (4.9) можно найти
максимальную ударную силу в кгс, действующую на било ротора:
Ру = 400Spu°p5.	(4.11)
Приведенные зависимости позволяют подсчитать ударные
силы и импульсы, действующие на ротор при дроблении единич-
ных кусков камня. Практически для прочностного расчета необ-
ходимо знать наибольшие значения нагрузок при массовом дроб-
86
лении, когда материал загружается в дробилку непрерывным
потоком. При этом возможен одновременный удар по нескольким
кускам, вследствие чего ударный импульс, действующий на ротор,
увеличится.
Вероятность совпадения ударов зависит от следующих фак-
торов:
—	количества кусков максимального размера, размещающихся
одновременно по длине била, т. е. от отношения длины ротора
/,р
к размеру куска
^п
—	степени заполнения камеры дробления, являющейся функ-
цией коэффициента использования максимальной производитель-
ности — Kq (см. § 2, гл. III);
—	доли кусков максимального размера в исходном материале.
Все эти факторы возможно учесть лишь на основе статистичес-
кого анализа реального процесса дробления, применяя вероят-
ностные методы.
С целью определения вероятности совпадения ударов несколь-
ких кусков в зависимости от перечисленных факторов были экспе-
риментально определены моменты ударных импульсов при дроб-
лении кусков Турдейского известняка, имеющих массу 1—2 кг,
при загрузке дробилки с различной производительностью от по-
дачи отдельных кусков до максимальной пропускной способно-
сти Qm, составлявшей 50 т/ч. В этих опытах = 3. Для каждой
производительности находились параметры распределения ве-
личин ударных импульсов, по которым подсчитывались модаль-
ные значения Sp и наибольшие, вероятность превышения которых
составляла 0,1 %. Оказалось, что наибольшие значения Spm при
максимальной пропускной способности (при KQ = 1) превышают
таковые для единичных кусков всего лишь на 32%, что объяс-
няется весьма малой вероятностью одновременных ударов по не-
скольким наибольшим кускам. Так как исходный материал со-
держал все куски размером от 0,5£)т до Dm, т. е. условия опытов
соответствовали наиболее тяжелым, встречающимся в эксплуата-
ции, то полученные значения Spm следовало считать наибольшими
из возможных для соответствующих производительностей. Иссле-
дования позволили вывести следующую зависимость:
Spm=Sp[l+0,16(^--1)kq],	(4.12)
по которой можно найти максимальное расчетное значение удар-
ного импульса с учетом возможных совпадений ударов по несколь-
ким кускам. Данной формулой следует пользоваться при условии,
что
^-Р о
Dm^ 
При < 2 следует принимать Spm = Sp.
87
Экспериментальными исследованиями также установлено, что
отдельные значения ударных импульсов при наибольшей эксплуа-
тационной производительности распределены по закону, который
можно представить в виде таблицы частостей (табл. 8).
Таблица 8
Частости появления ударных нагрузок, действующих на ротор
Ударная нагрузка в долях Vi от макси- мальной 		0,9—1	0,8—0,9	0,7—0,8	0,6—0,7	0,5—0,6
Частость И;	0,001	0,002	0,004	0,010	0,018
Ударная нагрузка в долях V[ от макси- мальной 		0,4—0,5	0,3—0,4	0,2—0,3	0,1—0,2	0,0—0,1
Частость О;	0,035	0,050	0,100	0,200	0,580
Упрощенная модель ударного процесса, на которой построена
изложенная в настоящей работе методика определения ударных
нагрузок, действующих на ротор роторных дробилок, безусловно
не раскрывает в полной мере физическую сущность весьма слож-
ного явления удара, разрушающего куски горной породы непра-
вильной формы и различных физических свойств. Однако давая
возможность получить расчетные величины 5рт, Ру и /у с допу-
стимой погрешностью, она может рассматриваться как первое
приближение и использоваться для практических целей.
2. УДАРНЫЕ НАГРУЗКИ, ДЕЙСТВУЮЩИЕ
НА ОТРАЖАТЕЛЬНЫЕ ПЛИТЫ
Рассмотрим результаты исследования, проведенные ВНИИ-
Стройдормашем с целью разработки методики определения
ударных импульсов, действующих на отражательные плиты,
имеющие форму продольного профиля, описанного по логарифми-
ческой спирали, и верхнюю шарнирную подвеску. Такое исполне-
ние принято на отечественных роторных дробилках типа СМД-75,
СМД-85, СМД-86 и др. и поэтому представляет наибольший прак-
тический интерес.
Величина и точка приложения ударного импульса зависят
от формы камеры дробления, окружной скорости ротора и раз-
меров поступающих кусков, т. е. факторов, известных для рас-
считываемой дробилки, а также от целого ряда случайных фак-
§8
торов: формы куска, его положения в момент удара, величины
проникновения его в рабочую зону ротора, степени разрушения
куска до его удара по плите и других. Если первые факторы зара-
нее известны и вполне определенны, то вторые можно учесть, лишь
применяя методы математической статистики, используя экспе-
риментальный материал.
Очевидно, отклонение отражательной плиты As (рис. • 49)
может быть определено, если известен момент удара относительно
оси подвески, т. е.
M'=S'L-
S п -S п,
где S', — ударный импульс
в кгс-с; ls'n—плечо удара
относительно оси подвески в м.
Величина M's зависит от
модуля и направления дей-
ствия импульса SA Последнее
определяет и величину плеча
Is . Можно полагать, что наи-
большее значение Л4$ примет
при наибольшем плече ls , ко-
торое можно определить как
наименьшее расстояние от оси
подвески плиты до окружности
ротора, предполагая, ЧТО все Рис. 49. Схема действия сил на отра-
линии полета кусков являются	жательную плиту
касательными к окружности
ротора. Сделав такое предположение, можно найти наибольшее
плечо удара, действующего на плиту, как отрезок ОПК на линии,
соединяющей ось вращения ротора О и подвески плиты Оп. Изме-
ряя фактическую величину A4s и условно относя все удары к ма-
ксимальному плечу Is можно определить значения ударного
импульса Sn, отнесенного к плечу ls (см. рис. 49).
Для экспериментального определения величины ударного
импульса M's, действующего на плиту, были поставлены опыты на
модели роторной дробилки, имевшей следующие параметры:
диаметр ротора Dp = 0,67 м, длина ротора Lp =- 0,3 м, число бил
ротора z = 2; момент инерции массы плиты относительно оси
подвески Jn == 1,24 кгс-м-с2; максимальное плечо ударного им-
пульса, действующего на плиту, ls = 0,6 м; окружные скорости
ротора ир — 17,4; 26,1; 34,6 и 52,1 м/с; форма отражательной
поверхности плиты была выполнена аналогично профилю плит
промышленных дробилок для среднего и мелкого дробления
(СМД-75, СМД-94 и др.), выпускаемых отечественной промышлен-
ностью; угол установки плиты бил Р1 = 10°.
89
В дробилку загружались отдельные куски известняка Ковров-
ского месторождения массой от 2 до 14 кг при различной скорости
ротора и измерялись величины мгновенной мощности, потребляе-
мой электродвигателем при ударе, и перемещения тяги плиты,
которые записывались с помощью осциллографа на ленту. По
мгновенной мощности подсчитывались ударные импульсы, дей-
ствующие на ротор, а по перемещениям тяги плиты — моменты удар-
ных импульсов, действующих на отражательную плиту /И.§.
Масса кусков камня подбиралась так, чтобы в интервале масс от
2 до 4; от 4 до 6 и т. д. было по 10—15 кусков. Каждый из кусков
одного интервала давал несколько ударов различной величины.
Из них выбирались максимальные значения по одному для каж-
дого куска. Так как эти величины имели значительный разброс,
обусловленный случайными факторами, упомянутыми выше, то
для каждой группы из 10—15 максимальных величин находились
параметры распределения, т. е. средние арифметические величины
и средние квадратические отклонения от средних арифметических,
по которым находились самые максимальные значения Л4хп,
вероятность превышения которых составляла бы 0,001 при за-
грузке кусков данного размера.
Так как самые максимальные значения T4.sn, согласно сделан-
ному предположению, соответствуют наибольшим значениям
плеч lsn, то самые максимальные значения ударных импульсов,
действующих на первую отражательную плиту, определятся как
Ms
дп [s *
Аналогично определялись и самые максимальные значения
ударных импульсов 5р, действующих на роюр.
Исследования показали, что между Sn и Sp существует соотно-
шение
Sn = ^nSp>	(4.13)
в котором коэффициент А/п зависит от окружной скорости ротора
и массы куска /пк, поступающего в дробилку, и выражается эмпи-
рической формулой
Кп~ Ур'Ч'01^^ ’
где vp — в м/с; пгк — в кг.
Численное значение коэффициента К,. в исследованном интер-
вале скоростей 17,4—52,1 м/с и масс кусков 2 < тк < 14 кг
для горной породы с пределом прочности при растяжении (по
прибору Т-3) ор = 77 кгс/см2 и объемным весом у0 = 2,48 гс/см3
меньше единицы. Значение Кп уменьшается с возрастанием ско-
рости и массы куска. Это объясняется тем, что оба фактора (уве-
личение цр и /ик) влекут за собой повышение степени дробления,
вследствие чего отражательная плита воспринимает удары более
мелких кусков, чем ротор.
1,7
(4.14)
90
Формулы (4.13) и (4.14) позволяют рассчитать максимальную
величину ударного импульса S„, действующего на первую отра-
жательную плиту при дроблении единичных кусков заданного
размера.
Так как при эксплуатации промышленных роторных дробилок
загружаемый материал содержит куски различного размера и
поступает в дробилку непрерывным потоком, то, с одной стороны,
вероятность самых максимальных ударов снижается вследствие
того, что доля максимальных кусков в общей массе невелика.
С другой стороны, отклонения отражательной плиты возможны
в результате совпадения нескольких
ударов. Но максимальные отклоне-
ния плиты сравнительно редки и
кратковременны, поэтому расчет
возвратных пружин на такие мак-
симальные удары привел бы к зна-
чительному завышению их жестко-
сти. Очевидно, возвратные пружины
должны рассчитываться на средние
взвешенные по времени отклонения
плиты, обусловленные фактическим
распределением величин ударов как
мелких кусков, так и совпадением
нескольких ударов наиболее круп-
ных. Распределение величин откло-
нения плиты по времени можно найти
статистическими методами.
Очевидно,	вероятность совпа-
дения нескольких ударов об от-
ражательную	плиту зависит от
производительности питания дро-
билки, поэтому для нахождения средних статистических зна-
чений упомянутых величин на той же модели роторной дробилки
исследовались отклонения первой отражательной плиты при раз-
личной производительности от 2,8 до 50 т/ч при загрузке куско-
вого материала с массой от 1 до 2 кг. Наибольшая производитель-
ность для данных условий работы являлась максимальной (см.
§ 2, гл. III). Исследования позволили установить распределение
величин отклонения плиты по времени (рис. 50) и найти соотноше-
ния между средним взвешенным отклонением плиты Ascp и мак-
симальным Asmax при практически максимальной производитель-
ности (при KQ == 0,8), с одной стороны, и максимальным отклоне-
нием плиты при загрузке единичных кусков наибольшего размера
Asn, с другой:
Ascp — 0,34Asn;	(4.15)
Asmax 2,5Asn.
Рис. 50. Гистограмма распреде-
ления частостей отклонений от-
ражательной плиты:
аудs — частость отклонения плиты
на величину более As; As — откло-
нение плиты в долях от максималь-
ного
(4-16)
91
Так как отклонения плиты без возвратных пружин, как это
было в условиях опытов, прямо пропорциональны квадратам удар-
ных импульсов, то из полученных соотношений отклонений
плиты можно найти соотношения между ударными импульсами
Scp = /0^4Sn = 0,58S„;	(4.17)
S,,.lx = /^5Sn = l,58Sn,	(4.18)
где Scp — ударный импульс, соответствующий среднему взве-
шенному по времени отклонению плиты при номинальной произ-
водительности, т. е. при практически максимальной производи-
тельности; Smax — ударный импульс, эквивалентный наибольшей
сумме ударов при номинальной производительности; Sn — наи-
больший ударный импульс, получаемый при загрузке единичных
кусков максимального размера.
Так как в каждую последующую камеру дробления, образуе-
мую второй и третьей отражательными плитами, выбрасывается
более измельченный материал, чем попадает в предыдущую, то
величина ударных импульсов Sn2, действующего на вторую плиту,
и Sn3, действующего на третью плиту, будет меньше ударного
импульса Snl, действующего на первую плиту, и их можно выра-
зить как долю от Sn], т. е.
Sn2 = K2Sni;	(4.19)
Sn3 = /<3Sn].	(4.20)
Величина коэффициентов и Кз была найдена эксперимен-
тально на описанной выше модели роторной дробилки, снабжен-
ной тремя отражательными плитами, имеющими углы установки
Pj = 10°, р2 = 50° и Р3 = 90°, что отвечает типовой конструкции
дробилок для среднего и мелкого дробления.
Исследования показали, что коэффициенты и К-. не зависят
от производительности и в пределах окружных скоростей ротора
от 15 до 35 м/с могут быть выражены формулами
= 17,Зи71Д;	(4.21)
Кз = 1300vp2'6.	(4.22)
В указанном интервале окружных скоростей ротора коэффи-
циенты К2 и К3 резко снижаются, достигая при vp = 35 м/с зна-
чений /’С2 = 0,35 и К:1 = 0,13. При дальнейшем же увеличении
скорости они снова возрастают, следуя эмпирическим зависимо-
стям
/С2 = 0,024up'75	(4.23)
и
К3 = 0,000035ир'3,	(4.24)
которые справедливы в интервале окружных скоростей от 35 до
55 м/с.
92
Выведенные формулы позволяют определить средние взвешен-
ные по времени ударные импульсы, действующие на первую и
последующие плиты. По этим величинам следует рассчитывать
жесткость возвратных пружин, задаваясь допустимым отклоне-
нием плиты, исходя из соображений получения равномерного
продукта. Определив по формулам (4.17) и (4.18) среднюю и мак-
симальную величину ударных импульсов, действующих на первую
плиту, и используя уравнения (4.19)—(4.24), можно найти ана-
логичные величины импульсов для второй и третьей плит.
3. НАПРЯЖЕНИЯ В ОТРАЖАТЕЛЬНОЙ ПЛИТЕ
От конструкции отражательной плиты зависят нагрузки и рас-
пределение напряжений в плите. Рассмотрим наиболее распростра-
ненную конструкцию плиты, т. е. имеющую верхнюю шарнирную
подвеску, угол установки pj = 10-ь30° и форму очертания по
логарифмической спирали, аналогично плитам дробилок СМД-95,
СМД-94.
Основная нагрузка на отражательную плиту возникает вслед-
ствие частых ударов по ней кусков дробимого материала, а также
в результате случайных, редких ударов бил ротора по нижнему
концу плиты, передаваемых через защемленный в выходной щели
недробящийся посторонний металлический предмет. Последние
нагрузки иногда могут вызывать значительные напряжения, кото-
рые не должны превышать динамического предела текучести.
Однако удары дробимого материала, хотя и вызывают меньшие
напряжения, но они часты и могут привести к усталостному раз-
рушению. Поэтому расчет должен вестись также на усталость
от действия этих основных нагрузок. Ниже излагаются вопросы,
связанные только с расчетом на усталость.
Так как нагрузки от ударов дробимого материала зависят
от массы куска, его формы, упругих свойств, величины и направ-
ления скорости удара, точки его приложения и других случай-
ных факторов, то расчет должен вестись вероятностно-статисти-
ческими методами. Экспериментальными исследованиями, про-
веденными во ВНИИСтройдормаше на модели роторной дробилки,
имевшей Dp = 670 мм, Lp = 300 мм и отражательную плиту,
выполненную по профилю, показанному на рис. 51, установлено,
что удары кусков дробимого материала по плите вызывают изгиб
продольной оси плиты, условно изображенной прямой на рис. 52,
как в виде полной волны (эпюры I и II), так и полуволны (эпюры
III и IV). Частость появления первых составляет 16, вторых 84%.
По величине напряжений, возникающих в плите, те и другие эпюры
равновероятны. Частоты появления эпюр III и IV одинаковы.
Модальное (наивероятнейшее) распределение напряжений по
длине плиты близко к синусоидальному и может быть описано
уравнением
sin ~ ,	(4.25)
93
где <ух — напряжение в наиболее удаленном волокне сечения,
расположенного на расстоянии х от оси подвески; от — то же
напряжение в середине длины балки, являющееся максимальным.
Используя формулу потенциальной энергии упругой дефор-
мации изогнутой балки
i
U = Ur I [ o2dFdx	(4.26)
ZC J J р
о
и зная энергию удара U, израсходованную на деформацию плиты,
можно определить максимальное напряжение в отражательной
плите.
Рис. 51. Схема расположения датчиков на
отражательной плите при исследовании на-
пряжений, возникающих при ударе: волни-
стые линии — датчики
Рис. 52. Эпюры напряжений в
отражательной плите, возника-
ющие прн ударе
Уравнение (4.26) после интегрирования для плиты, имеющей
П- или Ш-образное сечение, одинаковое по всей длине от точки
подвески до нижнего конца, при условии распределения напряже-
ний согласно уравнению (4.25) имеет следующий вид (см. рис. 51):
, , _ , b (Уо + ^1) + 5 (у1	„1  
- I	Q	^rn   „ 9 ♦
4Eyl
Максимальное напряжение изгиба в ребре плиты в кгс/см2
о	/	UE
’ 6г/о у /[б(уз+у?) + в(?з_^>
или
ат=2у0/^-.	(4.27)
В этих формулах Ъ — суммарная толщина всех ребер. Значе-
ния линейних величин, измеряемых в см, показаны на рис. 51;
94
Е — модуль упругости в кгс/см2; U — энергия удара, поглощае-
мая упругими деформациями, в кгс-см; J — момент инерции се-
чения плиты в см4; у0 — расстояние от центра тяжести сечения
плиты (не включающего футеровку) до наиболее удаленного во-
локна сечения в см.
Для использования формулы (4.27) необходимо знать вели-
чину U. Энергия удара кусков дробимого материала о плиту ча-
стично переходит в потенциальную энергию упругих деформаций
плиты [/ив кинематическую энергию движения плиты Т. Отно-
шение энергии упругих деформаций к общей энергии удара
Ки =	~ зависит от момента инерции массы плиты J отно-
сительно оси подвески О, момента инерции сечения плиты J,
длины плиты I, скорости удара, зависящей от скорости ротора ор,
и точки приложения ударного импульса. Экспериментальными
исследованиями, проведенными во ВНИИСтройдормаше, было
найдено максимально возможное значение Ки, которое выра-
жается эмпирической формулой
Ки =	(0,25 + 0,009ир),
^Ж
где
C/K = ~f~ см~/с ,
J и
(4.28)
(4.29)
эта величина является критерием жесткости и инертности плиты.
Таким образом, для определения напряжений в плите от дей-
ствия нормальных ударных нагрузок, возникающих при дробле-
нии материала, следует по формуле (4.5) найти максимальный
ударный импульс, действующий на ротор. По формулам (4.13)
и (4.14) определить коэффициент К„ и ударный импульс, действую-
щий на плиту при дроблении единичных максимальных кусков.
Полная энергия удара по плите
<?'-Р
Еп = ^,	(4.30)
где S„ — ударный импульс, действующий на плиту, в кгс-с;
4sn — плечо ударного импульса в см (см. рис. 49); Jn — момент
инерции массы плиты относительно оси подвески в кгс-см-с2.
По выражению (4.28) находится коэффициент Ки и по нему
энергия упругих деформаций
U = КиЕп.	(4.31)
Далее по одной из формул (4.27) определяется наибольшее
напряжение в средней части плиты. Так как это напряжение
имеет малую вероятность, то эквивалентное напряжение, соответ-
95
ствующее стационарному режиму, для расчета запаса прочности
по напряжению на усталость находится так:
оэк = Кат,	(4.32)
т у 10
где К |/ 2	—коэффициент долговечности по Д. Н. Ре-
шетову; т — показатель степени уравнения кривой усталости
для материала плиты, который для мягких углеродистых сталей
может быть принят равным 9; vz =	— напряжение в плите
и ioz — частость появления напряжения о, = v(o-m.
Величины v(. и соответствующие им частости со, можно взять
из табл. 8, так как частости напряжений в плите имеют одинако-
вое распределение с частостями нагрузок на ротор. Если принять
эти значения и т = 9, то коэффициент К = 0,525, а эквивалент-
ное напряжение определится как
оэк = 0,525стт.	(4.33)
Запас прочности на усталость
4-1
п = —- ,
где — предел усталости для данной конструкции и мате-
риала, определенный с учетом масштабного фактора и влияния
характера обработки поверхности.
Приведенная методика расчета, основанная на эксперименталь-
ных данных о доле энергии, поглощаемой упругими деформа-
циями плиты (U = КиЕп), не учитывает потерь энергии удара на
деформации футеровки плиты и деталей их крепления, поэтому
действительные напряжения будут несколько ниже полученных
расчетом, что увеличивает запас прочности.
Критерий жесткости Сж может быть использован как критерий
подобия. Разделив его на квадрат окружной скорости ротора
(в см2/с2), получим безразмерную величину, определяющую усло-
вия физического подобия процесса нагружения отражательной
плиты. Если в двух дробилках различного размера отражатель-
сж
ные плиты имеют одинаковые величины этих критериев —— , то
%
напряжения в отражательных плитах будут одинаковыми. Так
как обычно роторные дробилки независимо от их размеров рабо-
тают при одинаковых окружных скоростях, то вместо критериев
подобия-^- можно использовать для сравнения критерии жест-
96
кости Сж. Анализируя величину этого критерия, нетрудно убе-
диться, что при одинаковых материалах плит (т. е. модуле упру-
гости и плотности) равенство критериев Ссж обеспечивается при
сохранении геометрического подобия отражательных плит. От-
сюда вытекает весьма важный для практических расчетов вывод:
если на одной из моделей дробилок определены действительные
напряжения в отражательной плите и имеется уверенность, что
плита отвечает условиям прочности, то можно проектировать
геометрически подобные конструкции отражательных плит для
дробилок других размеров, будучи уверенным, что их прочность
будет обеспечена при условии сохранения одинакового качества
изготовления.
7 В. А. Бауман
ГЛАВА V
КОНСТРУКЦИИ РОТОРНЫХ ДРОБИЛОК
1. КЛАССИФИКАЦИЯ
Было несколько'попыток классифицировать по конструктив-
ным'признакам роторные дробилки, применяемые в промышлен-
ности. Однако при интенсивном развитии дробилок данного типа
Рис. 53. Типовая схема роторной дробил-
ки:
/ — приемный лоток; 2 — корпус дробилки;
3 — ротор; 4 — станина; 5 — отражательная
плита (отражательная колосниковая решет-
ка); 1, II —камеры дробления; III — рабо-
чая зона ротора; IV -- рабочая поверхность
била; V — внешняя поверхность била; ф —
угол установки приемного лотка; ф — угол
наклона приемного лотка; — поперечный
размер приемного отверстия; sb s2 — ширина
выходной щели; |3It 02 — углы установки
отражательной плиты (колосниковой решет-
ки); b — ширина внешней поверхности била;
£)р — диаметр ротора; — рабочая высота
била
ежегодно появлялись новые
конструктивные решения и
эти классификации не охва-
тывали всего многообразия
исполнений. Ниже предла-
гается наиболее детальная
классификация, включающая
только те образцы, которые
опробованы в эксплуатации.
Дробилки, общие эле-
менты и детали которых
показаны на типовой схеме
(рис. 53), можно классифи-
цировать по технологическим
и конструктивным призна-
кам. К технологическим при-
знакам, определяющим тип
дробилки, относятся: круп-
ность принимаемых кусков,
свойства обрабатываемого
материала и требования,
предъявляемые к продукту
дробления.
Зарубежные фирмы опре-
деляют тип дробилок по от-
носительной (к диаметру
ротора) крупности кусков. Этот принцип положен в основу клас-
сификации по крупности принимаемых кусков и в отечествен-
ной промышленности. Дробилки разделяются на три класса:
—	крупного дробления, рассчитанные на прием кусков более
0,3 диаметра ротора;
—	среднего дробления — от 0,1 до 0,3 диаметра ротора;
— мелкого дробления — менее 0,1 диаметра ротора.
ГОСТами 12375—70 и 12376—71 установлен размер наиболь-
ших кусков принимаемого материала соответственно 0,5—0,6 и
98
0,3 диаметра ротора. При этом дробилки среднего и мелкого дроб-
ления отличаются лишь режимами дробления. В зарубежной
практике часто соседние классы дробилок объединяются
в один.
Дробилки крупного дробления предназначены главным обра-
зом для работы на первой стадии дробления, дробилки среднего
и мелкого дробления — для последующих стадий дробления.
По свойствам загружаемого материала и требованиям к полу-
чаемому продукту различают машины для дробления:
—	пород малой и средней абразивности (известняков, доломи-
тов, сланцев, аргиллитов, мрамора, песчаника и других мате-
риалов, но не более VII категории абразивности);
—	высокопрочных и абразивных горных пород (гранитов, ба-
зальтов, диабазов, диоритов, кварца, кварцитов, руд металлов
и других материалов более VII категории абразивности);
—	с одновременной промывкой от пылевидных частиц и гли-
нистых загрязнений;
—	с одновременной подсушкой горячими газами, пропускае-
мыми через дробилку;
—	с ограниченным выходом зерен максимальной крупности
в продукт дробления.
Каждый технологический тип машины определяет и некоторые
конструктивные особенности, которые в общем не меняют прин-
ципа работы, за исключением последнего типа дробилок, в кото-
рых обычно имеются контрольные колосниковые решетки, охва-
тывающие нижнюю полуокружность ротора, где додрабливаются
сверхмерные куски при их защемлении между билами и колосни-
ками. Значительно большее разнообразие наблюдается по конструк-
тивным признакам, обусловленное различными технологическими
требованиями, а также субъективным подходом к конструированию.
По конструктивным признакам роторные дробилки класси-
фицируются (рис. 54—65):
—	по числу роторов: однороторные (рис. 54—61), представ-
ляющие многочисленный класс и наиболее широко распростра-
ненные, и многороторные (двух- и трехроторные, рис. 62—65);
—	по способу разгрузки готового подукта: со свободной раз-
грузкой (рис. 54—57, 60, 62—64), с разгрузкой через контроль-
ную колосниковую решетку (рис. 58, 65), которая охватывает
всю нижнюю полуокружность ротора полностью, комбинирован-
ные (рис. 59, 61), т. е. с разгрузкой через контрольную колосни-
ковую решетку, которая охватывает часть нижней полуокруж-
ности ротора. Данный тип является промежуточным между пер-
вым и вторым;
—	по характеру исполнения отражательных органов: с отра-
жательными плитами (рис. 54—59, 64); с отражательными колос-
никовыми решетками (рис. 60—63); с комбинированными отража-
тельными органами (с плитами и колосниковыми решетками;
рис. 60, 61, б, 62, б);
у*
99
а — однокамерная нереверсивная; б — двухкамерная нереверсивная; в — трехкамерная
нереверсивная; г — пятикамериая нереверсивная; д — двухкамерная реверсивная
Рис. 54. Однороторные
дробилки со свободной
разгрузкой и шарнирной
подвеской отражательных
плит, поверхность кото-
рых выполнена по лома-
ной линии:
а)
Рис. 56. Однороторные неревер-
сивные дробилки со свободной
разгрузкой и комбинированной
подвеской отражательных плит:
а — двухкамерная, поверхность
плит выполнена по ломаной ли-
нии; б — трехкамерная, с пло-
скими поверхностями плнт

Рис. 55. Однороторные нереверсивные дробилки со
свободной разгрузкой и шарнирной подвеской от-
ражательных плит с криволинейной поверхностью:
а — гладкой, однокамерная; б — зубчатой, однокамер-
ная; в — гладкой, двухкамерная; г — гладкой, четыр-
надцатикамерная
100
Рис. 57. Одиороторная однокамерная
нереверсивная дробилка со свободной
разгрузкой и жесткой подвеской от-
ражательных плит с зубчатой криво-
линейной поверхностью
Рис. 58. Однороторная нереверсивная
дробилка с разгрузкой через контроль-
ную колосниковую решетку с шар-
нирной подвеской отражательных
плит, поверхность которых выполнена
по ломаной линии
Рис. 59. Однороторные нереверсивные дробилки с ком-
бинированной разгрузкой и комбинированной подве-
ской отражательных плит:
а — двухкамерная, поверхность плнт выполнена по ломаной
линии; б — однокамерная, поверхность плит криволиней-
ная зубчатая
Рис. 60. Однороторные однокамерные нереверсивные дробилки со свободной
разгрузкой, отражательными колосниковыми решетками, комбинированной под-
веской отражательных устройств и расположением колосников:
а — горизонтально, отражательные поверхности плоские н криволинейные; б — верти-
кально, отражательные поверхности выполнены по ломаной линии; в — комбинированно,
отражательные поверхности выполнены по ломаной линии
101
Рис. 61. Однороторные нереверсивные дробилки с комбинированной разгрузкой,
отражательными колосниковыми решетками, с плоскими и криволинейными отра-
жательными поверхностями:
а — однокамерная с шарнирной подвеской отражательных устройств, горизонтальным
расположением колосников; б — двухкамерная с комбинированной подвеской отража-
тельных устройств, вертикальным расположением колосников
Рис. 62. Двухроторные дробилки двухступенчатого дробления со свободной раз-
грузкой, отражательной колосниковой решеткой, комбинированной подвеской
отражательных устройств, вертикальным расположением колосников:
а — двухкамерная с объединенными камерами дробления и плоскими отражательными
поверхностями; б — однокамерная с объединенными камерами дробления и с криволи-
нейными отражательными поверхностями; в — двухкамерная с объединенными камерами
дробления н криволинейными отражательными поверхностями; г — двухкамерная с раз-
дельными камерами дробления, плоской и криволинейной отражательными поверх-
ностями
102
— по числу камер дробления: однокамерные (рис. 54, а,
55, а, б, 57, 60, 61, а, 62, б, 65), многокамерные — двух-, трех-
и т. д. камерные (рис. 54, б, в, г, д, 55, в, г, 58, 59, 61, б, 62, а, в, г,
Рис. 63. Двухроторные двухкамерные дробилки~одноступенчатого дробления со
свободной разгрузкой, объединенными f камерами |дробления, отражательной
колосниковой решеткой:
а—с криволинейными отражательными поверхностями, комбинированной подвеской
колосниковых решеток н вертикальным расположением колосников; б—с плоскими
отражательными поверхностями, жесткой подвеской колосниковых решеток и горизон-
тальным расположением колосников
Рис. 65. Двухроторпая дро-
билка двухступенчатого дро-
бления с контрольной коло-
сниковой решеткой, с жестко
закрепленными отражатель-
ными плитами, однокамерная
с объединенными камерами
дробления и криволинейными
отражательными поверхно-
стями
Рис. 64. Двухроторные двухкамерные дробилки
одноступенчатого дробления со свободной раз-
грузкой и отражательными плитами:
а —с шарнирной подвеской, объединенными каме-
рами дробления, плоскими отражательными поверх-
ностями; б — с шарнирной подвеской, раздельными
камерами дробления, отражательными поверхностя-
ми, выполненными по ломаной линии; в —с ком-
бинированной подвеской, объединенными камерами
дробления и отражательными поверхностями, выпол-
ненными по ломаной линии
63, 64). Чаще всего количество камер соответствует числу отра-
жательных органов (плит или решеток), но могут быть и исклю-
чения, если ширина выходной щели, разделяющей 'соседние ка-
меры, больше размера кусков, поступающих в камеру. В этом слу-
чае две камеры оказываются объединенными в одну и дробилка
с двумя отражательными плитами является однокамерной;
103
—	по способу подвески отражательных органов: с жесткой
подвеской (рис. 57, 63, б, 65); с шарнирной подвеской (рис. 54,
55, 58, 61, а, 64, а, б); с комбинированной подвеской (рис. 55, а,
56, 59, 60, 61, б, 62, 63, а). Обычно первые отражательные ор-
ганы имеют жесткую подвеску, последующие — шарнирную;
—	по реверсированию вращения ротора: реверсивные
(рис. 54, 5), имеющие возможность работать при двояком вращении
ротора; нереверсивные (рис. 54, а, б, в, г, 55—65);
—	по форме линии профиля отражательной поверхности:
с плоскими поверхностями (рис. 56, б, 60, а, 62, а, 63, б, 64, а);
с криволинейными поверхностями (рис. 55, 57, 59, б, 60, а, 61,
62, б, в, г, 63, а, 65); с поверхностями, выполненными по ломаной
линии (рис. 54, 56, а, 58; 59, «; 60, б, в; 64, б, в);
—	по характеру отражательной поверхности: с гладкой по-
верхностью (рис. 54, 55, а, в, г, 56, 58; 59, а; 60; 62; 64, 65); с риф-
леной или зубчатой поверхностью (рис. 55, б; 57, 59, б).
Многороторные дробилки разделяются — по числу ступеней
дробления; одноступенчатые, в которых поток материала поступает
одновременно на все роторы (рис. 63, 64); многоступенчатые
(рис. 62, 65), в которых поток дробимого материала поступает
последовательно от одного ротора к другому или от одной группы
роторов к другой (двух-, трехступенчатые и т. д.);
—	по раздельности камер дробления: с объединенными каме-
рами дробления (62, а, б, в, 63, 64, а, в, 65); с раздельными каме-
рами дробления (62, г, 64, б).
Дробилки с колосниковыми решетками по расположению
колосников различают: с вертикальными (60, а, в, 61, а, 63, б) и
горизонтальными колосниками (рис. 60, а, в, 61, а, 63, б).
Основные узлы роторных дробилок: ротор, отражательные
органы, корпус, возвратно-буферные устройства отражательных
органов имеют различные конструктивные исполнения.
Роторы классифицируются по следующим признакам:
—	по условному числу бил: двух-, трех- и т. д. до двенадцати-
бильных. Известны и однобильные роторы. Наиболее употреби-
тельны двух-, трех-, четырех- и шестибильные;
—	по числу бил по длине ротора: с одним и двумя билами, реже
с тремя и более;
—	конструкции корпуса ротора: монолитные, пустотелые
и в виде отдельных дисков, насаживаемых на вал;
—	внешней поверхности ротора: описанные по окружности,
по спирали, в виде многогранника, овальные и комбинирован-
ные (описанные, например, по окружности с выступами под
опоры бил);
—	по наличию торцовых дисков: с торцовыми дисками и обыч-
ные — без торцовых дисков;
—	по способу защиты внешней поверхности от износа: от-
крытые —не защищенные, с износостойкой наплавкой и со смен-
ной футеровкой;
104
—	по способу изготовления: цельнолитые, сварные из листо-
вого проката, сварные из литых элементов и комбинированные из
проката и литых элементов.
По конструкции бил и способам их крепления существует
большое количество исполнений, требующих самостоятельной клас-
сификации:
—	по числу рабочих поверхностей: била с одной, двумя и че-
тырьмя рабочими поверхностями, используемыми поочередно.
Известен патент на било с шестью рабочими поверхностями,
который пока не нашел практического применения;
—	по наличию съемного билодержателя: с билодержателем
и без него; била, закрепляемые непосредственно на корпусе ро-
тора;
—	по способу крепления: с болтовым креплением, с клиновыми
креплениями различных видов, с использованием центробежных
сил, комбинированные;
—	по направлению движения била при его монтаже: вставляе-
мые в радиальном направлении, в осевом направлении и монти-
руемые в любом направлении.
Корпуса роторных дробилок можно классифицировать по сле-
дующим основным признакам:
—	по характеру разделения на узлы:
а)	на два узла — нижнюю часть, называемую станиной и
служащую опорой подшипников, и верхнюю:
б)	на три узла — станину, верхнюю переднюю часть, несущую
приемный лоток, и заднюю, служащую для крепления отражатель-
ных органов;
в)	на три узла — станину, верхнюю переднюю, несущую
вместе с приемным лотком и первый отражательный орган, и
верхнюю заднюю часть, несущую остальные отражательные
органы;
г)	на станину и верхнюю часть, состоящую из отдельных эле-
ментов: приемного лотка, передней, задней и верхней стенок, стя-
гиваемых вместе между боковыми стенками стяжками или бол-
тами;
д)	на станину и две боковые стенки верхней части корпуса,
перекрываемые отдельными брусьями, играющими роль футе-
ровки отражательной поверхности верхней и задней стенок;
е)	на станину, функционально разделенную с остальной ча-
стью корпуса и охватывающую последнюю в виде металлокон-
струкции, и собственно корпус, который также разделяется на
несколько узлов;
—	по доступу к рабочим органам: с люками на стенках кор-
пуса, с откидывающимися шарнирно или съемными верхними стен-
ками, с шарнирно откидывающейся верхней задней частью кор-
пуса, с откатывающейся на роликах верхней задней частью кор-
пуса и с комбинированными способами обеспечения доступа
к рабочим органам;
Г5
—	по расположению плоскости приемного отверстия: с гори-
зонтальным, вертикальным и наклонным расположением;
—	по способу изготовления: сварные (из листового и сорто-
вого проката), сборные из литых деталей и комбинированные
сборно-сварные (литье и прокат).
По способу поддержания постоянства ширины выходной щели
различаются следующие конструкции отражательных органов:
с шарнирной подвеской, с противовесом, с возвратной пружиной
и с предохранительным устройством, включающим разрушаю-
щуюся сменную деталь.
Отражательные плиты с шарнирной подвеской изготовляются
цельносварными, сварными с защитной футеровкой рабочей по-
верхности, цельнолитыми из износостойкой стали и комбиниро-
ванные.
Отражательные колосниковые решетки выполняются цельно-
литыми, наборными из литых колосников, стягиваемых стяжками,
наборными из колосников, выполненных из проката и вставлен-
ных в специальную раму.
2.	ОДНОРОТОРНЫЕ ДРОБИЛКИ КРУПНОГО ДРОБЛЕНИЯ
Рис. 66. Схема однороторных дро-
билок модели С-643
Серийный выпуск роторных дробилок в СССР начался с одно-
роторных дробилок крупного дробления, имеющих комбинирован-
ные отражательные органы — жестко закрепленные, горизон-
тально расположенные на верхней стенке корпуса дробилки отра-
жательные плиты и отражатель-
ные колосниковые решетки с же-
стким креплением в первой камере
дробления и шарнирно подвешен-
ные колосниковые решетки с регу-
лированием выходной щели вто-
рой камеры дробления (рис. 66).
Углы установки решеток состав-
ляют pj = 25-4 30е и р2 = 180°.
Эти дробилки (модели СМ-624,
С-643 и С-687) успешно работают
на многих отечественных и зару-
бежных предприятиях. В настоя-
щее время производство их пре-
кращено в связи с выпуском бо-
лее совершенных моделей.
С 1970 г. начато производство дробилок усовершенствованной
конструкции типов ДРК-8х6 (СМД-85), ДРК-12 хЮ (СМД-86)
(рис. 67) и осваивается выпуск дробилок типов ДРК-16х12
(СМД-95) и ДР К-20 X 16 (СМД-87), отвечающих ГОСТу 12375—70.
Эти дробилки однороторные двухкамерного типа с отражатель-
ными плитами, имеющими шарнирную подвеску и углы установки
плит Pi = 20-ь30° и 03 = 90°. Профиль отражательных плит
106
выполнен по логарифмической спирали так, что при минимальной
щели^углы падения кусков основного потока на первую плиту
составляют 15° и куски отражаются на приемный лоток, чем обе-
спечивается многократный возврат их для повторных ударов и
достигается высокая степень дробления. При увеличении ширины
Рис. 67. Однороторная дробилка типа ДРК.-12Х10:
а — разрез; б — внешний вид с открытым корпусом
выходной щели снижается степень дробления. Этот эффект уси-
ливается тем, что поток отраженных кусков отклоняется на ротор
ближе к выходной щели, в результате чего уменьшается число
повторных ударов. Благодаря этому диапазон регулирования
степени дробления увеличивается.
Вторая отражательная плита имеет также профиль логарифми-
ческой спирали, но углы падения на нее составляют 10° и она
107
направляет отраженные куски на ротор, обеспечивая максималь-
ное их проникновение в рабочую зону.
Выходные щели первой камеры дробления имеют пределы регу-
лирования = 0,02-г-0,2, второй 82 = 0,02^-0,125.
Отношение длины ротора к диаметру составляет 0,8, что
позволяет принимать более крупные куски, чем допускали ранее
выпускавшиеся дробилки. В связи с этим в паспортных данных
указываются размеры не по наибольшему измерению, а по среднему
измерению. Изменение главных
выполнить более благоприятное
Новый Ьорииот
Рис. 68. Ротор дробилки типа ДРК.-12Х 10
параметров ротора позволило
соотношение размеров прием-
ного отверстия Во : Lu =
= 0,9.
Ротор с торцовыми ди-
сками имеет била с одной
рабочей поверхностью и кли-
новым креплением, затяги-
вающимся под действием
центробежной силы во время
работы (рис. 68). В послед-
нее время разработана кон-
струкция бил с двумя ра-
бочими поверхностями. Но-
вая конструкция имеет ряд
существенных преимуществ
перед применявшимися ра-
нее. Изготовление бил зна-
чительно упростилось, так
как не требуется фрезеро-
вания. Можно ограничиться
грубой шлифовкой опорной поверхности и зачисткой канавки.
Коэффициент использования металла бил может достигать 70%.
Клин выполняется из высокоуглеродистой стали, механически
и термически обрабатывается, благодаря чему он защищает
опорную поверхность ротора от повреждения, плотно прилегая
к ней, и служит одновременно подкладкой под било. Плотное при-
легание к опорной стенке ротора обеспечивается независимо от
точности выполнения уклона клина, так как било повертывается
вокруг полуцилиндрического выступа, удерживающего било.
Выступ выполнен в виде сменной вставки, которая делается также
из высокоуглеродистой стали и закаливается. Таким образом
поверхности корпуса ротора, изготовляемого обычно из мягкой
стали, предохраняются от повреждения. Била имеют две рабочие
поверхности и монтируются в радиальном направлении. Клин
вставляется через отверстие в торцовом диске в осевом на-
правлении и подклинивается клиновым стопором. При вра-
щении ротора клин дополнительно подтягивается под дей-
ствием центробежной силы, что обеспечивает надежное крепле-
ние бил.
108
Подшипники вала ротора (в дробилке СМД-86) насаживаются
на конические разрезные втулки, что облегчает их монтаж. Смазка
подшипников консистентная.
Корпус дробилки имеет станину и верхнюю часть, состоящую
из двух узлов: переднего, несущего приемный лоток и первую
отражательную плиту, и заднего, включающего в себя вторую
отражательную плиту, шарнирно откидывающегося с помощью
домкрата, чем обеспечивается свободный доступ к ротору для
смены бил. Оба узла скрепляются между собой откидными бол-
тами. Корпус дробилки против ротора имеет уширение, благо-
Вид А
Рис. 69. Футеровка нижней части отражательной плиты
типа ДРК-12Х10
даря чему между боковыми стенками корпуса и торцовыми дис-
ками ротора образуются зазоры, через которые свободно могут
просыпаться кусочки дробимого материала, случайно проникшие
в кольцевые щели между образующими торцовых дисков и коль-
цевыми футеровками боковых стенок корпуса дробилки.
Между окружностью ротора и передней стенкой станины вы-
полнен плавный переход для обтекания воздушного потока и
уменьшения выброса запыленного воздуха через приемное отвер-
стие.
Нижние концы отражательных плит имеют сменную футеровку
(рис. 69) с клиновым креплением на штырях.
Отражательные плиты снабжены пружинными возвратно-
регулировочными устройствами с резиновыми амортизаторами
(рис. 70). Устройство первой плиты (рис. 70, а) имеет гайку 2,
навинчиваемую на конец тяги 8, обеспечивая регулирование вы-
ходной щели с одновременным сжатием пружины 7. Гайка сто-
порится разрезной конической контргайкой 1 и опирается на
109
шайбу 3, под которую подложен резиновый амортизатор 4, выпол-
ненный в виде шайбы, лежащей на регулировочном стакане 5.
Последний ввертывается во втулку 6, привертываемую болтами
к верхней стенке корпуса дробилки. Удлиненная в виде трубки
часть гайки 2 защищает резьбовой конец тяги от повреждения при
движении тяги. Пружина возвращает плиту в начальное положе-
ние при ее отбрасывании под действием ударов и сокращает время
и величину раскрытия выходной щели. Так как в результате
навинчивания гайки 2 пружина сжимается и сокращается ее сво-
бодный ход, то последний может быть увеличен вывинчиванием
регулировочного стакана 5. При этом первоначальный натяг
пружины может быть сохранен при увеличенной выходной щели.
£ .. У возвратно-регулировочного устройства второй отража-
тельной плиты (рис. 70, б) регулировочный стакан и втулка
объединены в одну деталь, так как пределы регулирования второй
плиты, меньше.
Дробилка приводится в движение асинхронным электродви-
гателем с фазовым ротором через клиноременную передачу.
Окружная скорость изменяется сменой ведомых шкивов, имею-
щих коническую посадку на вал. С дробилкой обычно поставляются
два дополнительных шкива, что обеспечивает получение окруж-
ных скоростей ротора ,20, 26,5 и 35 м/с.
Наиболее крупная роторная дробилка типа ДРК-20х16
(рис. 71), освоенная отечественной промышленностью, имеет
производительность 370 м3/ч и способна принимать куски разме-
ром 1100 мм.
Роторные дробилки типа PR фирмы Dragon (Франция)
относятся также к двухкамерным дробилкам с шарнирно подве-
шенными отражательными плитами, профиль которых очерчен по
ломаной линии (рис. 72). Эти дробилки отличаются малым моду-
лем ротора (167—250 мм), поэтому производительность их ниже,
чем у отечественных дробилок типа ДРК- Например, производи-
тельность, отнесенная к 1 м2 площади горизонтальной проекции
ротора (Dp х £р), для дробилки типа PR-7 составляет 74 м3/(м2 -ч),
а для дробилки типа ДРК-20х16 115 м3/(м2-ч).
Роторная дробилка типа 1166 (рис. 73) Пржеровского завода
(ЧССР) снабжена комбинированной отражательной плитой пер-
вой камеры дробления, верхняя часть которой имеет жесткое
крепление, нижняя — шарнирную подвеску с пружинным воз-
вратно-регулировочным устройством. Небольшие размеры и ма-
лые моменты инерции масс обеих плит вынуждают применять фа-
сонные телескопические возвратные пружины, создающие боль-
шие усилия. У второй плиты это требование усугубляется таким
расположением оси подвески, при котором моменты силы тяжести
плиты отводит ее от ротора. Плиты с малым моментом инерции
массы снижают ударные нагрузки на ротор при попадании в вы-
ходную щель посторонних металлических предметов, но и ухуд-
шают эффект удара дробимого материала о плиту. Кроме того,
110
Рис. 70. Пружинное возвратно-регулировочное
устройство отражательной плиты:
а — первой; б — второй
Рис. 71. Роторная дробилка типа
ДРК-20Х 16
Рис. 72. Роторная дробилка типа
PR-3 фирмы Dragon
Рис. 73. Роторная дробилка Прже-
ровского завода типа 1166
Рис. 74. Роторная дробилка системы
Andreas-Japan фирмы Yokoyama
111
(ФРГ) выпускает дробилки
Рис. 75. Роторная дробилка фирмы
Gutehoffnungshiitte
жесткая подвеска верхней части первой плиты имеет недостатки,
отмеченные выше.
Промежуток между плитами обеих камер перекрыт дополни-
тельной плитой, укрепленной на боковых стенках корпуса дро-
билки, что защищает пружины от изнашивания, предотвращает
выброс сверхмерных кусков за вторую плиту и улучшает аэроди-
намические качества дробилки. В верхней и задней стенках
корпуса дробилки предусмотрены люки, через которые монтируют
отражательные плиты.
Японская фирма Yokoyama по лицензии фирмы Hazemag
эмы Andreas-Japan, у которых
первой отражательной плитой
служат два массивных бруса
(рис. 74), жестко закрепленных
на боковых стенках корпуса
дробилки. Такому исполнению
отражательной поверхности
свойственны недостатки, при-
сущие отражательным устрой-
ствам с жесткой подвеской.
Приемный лоток выполнен в
виде наклонной колосниковой
решетки, предназначенной для
отсева мелких фракций, не тре-
бующих дробления. Как пока-
зал опыт, эффективность такой
решетки очень мала.
Угол установки второй отражательной плиты равен 45°. Мо-
дальное направление потока кусков продукта дробления, выбра-
сываемого из выходной щели, составляет с вертикалью также 45°,
при этом большая доля потока попадает на заднюю стенку корпуса
и наклонный скат, что «гасит» скорость кусков, выбрасываемых
из-под дробилки. Это является преимуществом, так как умень-
шается объем эжектируемого воздуха и вероятность повреждения
ленты конвейера, располагаемого обычно под дробилкой.
Фирма Gutehoffnungshiitte (ФРГ), выпускавшая дробилки
крупного дробления, однокамерного типа с комбинированными
отражательными органами с жестко закрепленными плитами
в верхней части камеры и колосниковыми отражательными решет-
ками в нижней части, с углом установки Pj = 90° (рис. 60, в),
стала делать роторные дробилки трехкамерного типа с двумя отра-
жательными плитами, имеющими шарнирную подвеску (рис. 75).
Угол установки первой плиты 0J — 0°. Эти дробилки рекомен-
дуются для крупного и для мелкого дробления.
Первую камеру образует отражательная плита, профиль по-
верхности которой очерчен по ломаной линии. Она закреплена на
оси, проходящей через боковые стенки корпуса дробилки. На
одном выступающем конце оси насажен рычаг, расположенный
112
снаружи корпуса, предназначенный для регулирования ширины
выходной щели. Так как ось подвески плиты вынесена далеко
вперед к приемному отверстию, то возврат плиты при ее под-
брасывании достигается под действием момента силы тяжести
самой плиты.
Вторая отражательная плита образует вторую и третью ка-
меры дробления. Такое объединение камер упрощает конструкцию,
сокращая количество возвратно-регулировочных устройств и
подвесок. Сдвоенная плита позволяет уменьшить усилие возврат-
ной пружины. Однако это упрощение ухудшает эксплуатационные
качества дробилки, так как при ударе по плите одной камеры и
увеличении ширины щели одновременно раскрывается вторая
выходная щель, увеличивая выброс сверхмерных нераздроблен-
ных кусков и неравномерность зернового состава продукта дроб-
ления. Промежутки между плитами камер перекрыты щитками,
что является преимуществом дробилки.
Ротор представляет собой массивную отливку с пазами, в ко-
торые в осевом направлении без дополнительного крепления
вставляются била, имеющие четыре рабочих поверхности. Очер-
тание внешней поверхности корпуса ротора выполнено по окруж-
ности, со срезанными лысками около рабочих поверхностей бил.
Лыски увеличивают рабочую высоту била, однако вследствие того,
что большая часть внешней поверхности ротора ограничивает
глубину поникновения кусков в рабочую зону ротора, эта уве-
личенная высота била не может быть эффективно использована,
поэтому такая форма поверхности корпуса ротора нерацио-
нальна.
У бил, не имеющих дополнительного крепления, размеры попе-
речного сечения должны быть выполнены с высокой точностью,
иначе они будут раскачиваться и изнашивать поверхности паза
в корпусе ротора.
Рассмотрим однороторные дробилки PEG фирмы Humboldt
(см. рис. 54, а) однокамерного типа с одной отражательной пли-
той. Им свойственны преимущества и недостатки дробилок, у ко-
торых плиты объединяют две камеры дробления. Однако в данной
конструкции эти недостатки проявляются в большей степени, так
как в ней плита образует только одну камеру, а выходная щель
первой камеры в большей степени влияет на размер продукта
дробления.
Дробилка шведской фирмы Svedala-Abrra типа KS (рис. 76)
однокамерного типа с комбинированной подвеской отражатель-
ных плит отличается большим модулем ротора (т2 = 333 мм) и
углом установки отражательной плиты = 55°, что способ-
ствует увеличению производительности, но и ухудшению нерав-
номерности зернового состава продукта.
Жестко закрепленные плиты верхней части камеры дробле-
ния образуют вертикальную и горизонтальную отражательные
поверхности. Нижняя часть камеры образована криволинейной
8 В. А. Бауман	ПЗ
плитой с шарнирной подвеской и механизмом регулирования вы-
ходной щели.
Приемный лоток имеет регулируемые углы наклона и уста-
новки. Изменение последнего позволяет направить поток кусков
от ротора так, что при уменьшенном угле установки большая их
доля попадает на вертикальную и горизонтальную отражатель-
ные поверхности, отразившись от которых, поступает вновь на
приемный лоток и под^повторные удары бил, что повышает сте-
пень дробления. При увеличении угла установки поток может быть
направлен непосредственно на нижнюю изогнутую часть плиты,
Рис. 76. Роторная дробилка типа K.S фирмы Svedala-Arbra
ближе к выходной щели, что уменьшает вероятность повторных
ударов и увеличивает крупность зерен продукта. Таким образом,
регулирование положения приемного лотка является дополни-
тельным средством изменения степени дробления.
Задняя часть корпуса шарнирно откидывается гидроцилинд-
рами, размещенными на станине под опорами подшипников.
Последние модели роторных дробилок, выпускаемых фирмой
Cedarapids (США), представляют собой дальнейшее развитие
двухроторной дробилки. По схеме, показанной на рис. 77, фирма
изготовляет однороторные дробилки крупного дробления разме-
ров 3623, 3633, 4326, 4340 и 5448 (первая и вторая~паралцифр
обозначают в дюймах продольные и поперечные размеры приемного
отверстия), отличающиеся высокой камерой дробления. Это одно-
камерные дробилки с комбинированными отражательными по-
верхностями •— верхней горизонтальной плитой и почти верти-
кальной колосниковой решеткой, имеющей горизонтальные колос-
ники, выполненные'вТвиде круглых стержней, на которых сво-
бодно надеты трубчатые футеровки с наружным диаметром 228—
305 мм. От ударов трубчатая футеровка повертывается и равно-
114
мерно изнашивается. Поворот уменьшает путь скольжения абра-
зивного материала по футеровке и интенсивность ее изнашивания
Стержни вставлены в отверстия
в боковых стенках и имеют
жесткое крепление. Нижний
стержень с окружностью ротора
образует выходную щель и
своими концами входит в пря-
моугольные сухари, вставлен-
ные в горизонтальные вырезы
в боковых стенках корпуса.
Сухари могут перемещаться
в пазах и фиксироваться на-
бором прокладок, служащих
для регулирования ширины
выходной щели. Кроме того,
набор прокладок с сухарем
упирается в деталь, фиксиру-
емую на боковых стенках сна-
ружи корпуса дробилки, сре-
зающимися предохранитель-
ными пальцами. При защем-
лении между билом и нижним
стержнем металлического пред-
мета пальцы срезаются, а стер-
жень вместе с ползунами отхо- Рис. 77. Однороторная дробилка фир-
дит от ротора, предохраняя его	мы Cedarapids
от перегрузки. Такое устройство
позволяет сохранять постоянство ширины щели, что способствует
получению продукта более равномерного зернового состава.
Рис. 78. Роторная
дробилка системы
Wakefield фирмы
Jeffrey-Diamond
8*
115
Таблица 9
Техническая характеристика однороторных дробилок крупного дробления
Изготовитель	Типоразмер	Размеры ротора в мм		Окружная скорость бил ротора в м/с	Условное число бил	Размеры приемного отверстия в мм		Размер максималь- ных кусков загру- жаемого материала в мм	Производитель- ность в т/ч	Установочная мощ- ность в квт	Габаритные размеры дробилки в м			Масса дробилки в г
		Диаметр	1 Длина			попереч- ный	продоль- ный				Длина	Ширина	Высота	
Выксунский завод	СМ-624	850	500	30—40	2	860	500	400 *	50**	40	2,10	2,3	2,0	5,90
ДРО, СССР	С-643	980	750	30—40	2	900	700	600 *	100**	75	4,00	3,08	3,3	13,40
	С-687 ДРК-8Х6 СМД-85	1100 800	1000 630	30—40	2 2	1240 550	1000 630	800 * 400	200** 50**	125 40	4,40 2,50	4,15 1,70	3,8 2,2	30,20 6,00
	ДРК-12Х 10 СМД-86	1250	1000	20—	3	875	1000	600	125**	100	3,20	2,35	2,80	15,00
	ДРК-16Х 12 СМД-95	1600	1250	26,5—	4	1100	1250	800	200**	160	4,20	2,90	3,50	30,00
	ДРК-20Х 16 СМД-87	2000	1600	35	4	1400	1600	1100	370**	250	5,60	3,60	4,40	68,00
Dragon, Франция	PR-3	800	1000	25—42	4	600	1000		15—70	37—74	1,9	2,05	1,80	5,50
	PR-4	1000	1250	235— 41	6	800	1250	—	25— 100	59— 147	2,5	2,62	2,30	12,00
	PR-5	1250	1600	235— 39	6	1000	1600	—	50— 200	132— 300	3,0	3,48	2,85	25,00
	PR-6	1600	2200	24—40	6	1250	2200	—	150— 400	200— 590	, 3,7	4,38	3,55	43,00
	PR-7	2000	2500	24— 31,5	8	1500	2500		250— 600	320— 550	4,4	5,07	4,38	70,00
Пржеровский за- вод, ЧССР	1166	1250	1000	30—36	6	670	1000	600	120— 150	100	2,10	-	2,32	12,84
Yokoyama—Haze-	АР-4			1200				600	1120		20—	30—95				
mag, Япония									100					
	AP-4Br	—	1500	—	6	600	1460	—	27—	55—					-			
	АР-5								130	НО				
		—	1700	—	8	1000	1620	—	80—	74—								
	AP-5Br								250	185				
		—	2400	—	8	1000	2370	—	100—	НО—								
									300	220				
Hazemag, ФРГ	AP-5Br	—	2300	—	8	1200	2250			150—	150—	3,30	4,39	3,45	42,50
	АР-7								400	400				
		2000	2400	—.	8	1500	2400	1250	600—					75,00
									1000					
Cutehoffnungs- hutte, ФРГ	’	65	630	500	— :	—	250	500	150— 300	25	10—20	—	1,5	1,2	2,50
	68	630	800	—	—	250	800	150—	35	18—30			1,6	1,2	3,20
								500						
	86	800	630	—	—	325	630	200—	45	18—36			1,8	1,5	6,00
								400						
	108	1000	800	—	—	450	800	275—	75	30—60			2,8	1,7	9,50
	1210							500						
		1250	1000	—	—	850	1000	550—	120	50—	—	2,6	2,5	13,0
	1212							750		100				
		1250	1250	—	—	850	1250	550—	180	80—	—	2,81	2,5	14,50
	1616							800		150				
		1600	1600	—	—	1000	1600	750—	250	100—			3,50	2,9	33,00
		—i								1000		200				
Продолжение табл. 9
00
Изготовитель	Типоразмер	Размеры ротора в мм		i Окружная скорость I бил ротора в м/с	। Условное число бил	Размеры приемного отверстия в мм		Размер максималь-	нь!х кусков загру- жаемого материала в мм	Производитель- ность в т/ч	Установочная мощ- ность в кВт	Габаритные размеры дробилки в м			Масса дробилки в т
		Диаметр	Длина			попереч- ный	продоль- ный					। Длина	Ширина	Высота	
										' л					
Humboldt, ФРГ	PEG80/63	800	630	—	—	490	560		—	8— 95 **	24—50	2,00	1,10	1,74	8,40
	PEG80/80	800	800					490	715		—	10—	28—58	2,00	1,40	1,74	9,00
										30 **					
	PEG 100/80	1000	800	—	—	610	715		—	20—	42—82	2,49	1,43	2,17	13,40
										50 **					
	PEG100/100	1000	1000			—	610	915		—	30—	52—	2,49	1,73	2,1	14,50
										70 **	100				
	PEG125/100	1250	1000			—	770	870		—	45—	72—	3,12	1,76	2,71	19,40
										90 **	135				
	PEG125/125	1250	1250			—	770	1140		—	60—	85—	3,12	2,13	2,71	21,50
										120**	160				
	PEG140/125	1400	1250			—	860	1140		—	70—	100—	3,50	2,17	3,04	23,50
										140**	190				
	PEG140/140	1400	1400			—	860	1280		—	78—	115—	3,50	2,39	3,04	25,00
										165**	210				
	PEG160/140	1600	1400	—	—	980	1265		—	100—	140—	3,99	2,4	3,47	32,00
										200**	250				
	PEG160/160	1600	1600			—	980	1465		—	НО—	150—	3,99	2,72	3,47	34,00
										220**	275				
	PEG180/160	1800	1600	—	—	1100	1450		—	140—	190—	4,49	2,76	3,90	43,20
										280 **	350				
	PEG180/180	1800	1800			—	1100	1650		—	292—	215—	4,49	3,06	3,90	46,00
										545	400					—
Svedala—Arbra, Швеция	ks600/600 ks800/800 kslOOO/lOOO	600 800 1000	600 800 1000	22—38 25—42 25—42	3 3 3	500 600 700	600 800 1000	300 400 500	30—69 59— 100— 80— 150	37 55 НО	—	—	—	4,00 8,00 15,20
Cedarapids, США	, 3026 ’j	902	762	16,5— 26	2	762	864	—	100— 200	92— 107	1,59	1,96	2,32	7,47
	3633	952	915	17,— 28,6	2	915	1220	—	200— 350	НО- 162	1,73	2,31	2,85	13,55
	4336V	1080	1092	20—37	2	1092	1142	—	250— 500	185— 215	1,89	2,54	'"2,85	15,45
	4336A	1080	1092	20—37	2	1092	1397	—	250— 500	185— 215	1,89	2,54	3,10	16,47
	4340	1080	1092	20—37	2	1092	1370	—	250— 500	185— 215	1,91	2,74	3,20	20,00
	5348	1250	1346	23—33	3	1346	1751	—	500— 1000	220— 260	2,29	3,05	3,66	32,60
Jeffrey—Diamond,	22	507	610	32	2,3,4	457	507	305	15	18,5	2,06	1,37	1,62	
Англия	33	762	762	38	2, 3, 4	610	762	507	55	44	2,28	1,88	2,06		
	44	1015	1015	24	2, 3, 4	812	1015	660	60	81	2,92	2,66	2,19		
	55	1270	1270	24	2, 3, 4	1015	1270	860	95	118	3,80	2,74	3,05			
	56	1270	1520	24	2, 3, 4	1015	1520	860	300	220	3,80	3,05	3,05	—
* Размер максимального к нию, который дается для других ** В м3/ч.		уска уь дробиле	<азан п к.	наибольш	ему изь	«ерению	т. е.	1,4 раз	а болыи	е, чем	размер	ю средн	ему из!*	iepe-
Однако предохранительные пальцы могут периодически срезаться
от усталости при нормальной нагрузке и их придется часто за-
менять, что менее удобно, чем при пружинном возвратном
устройстве.
Угол установки отражательной поверхности составляет Р( =
= 55°, модуль ротора т2 = 450-ь625 мм, что обеспечивает высо-
кую производительность однороторных дробилок, мало отличаю-
щуюся от производительности двухроторных дробилок, выпускае-
мых этой же фирмой.
Английская фирма Jeffry-Diamond освоила универсальные
роторные дробилки системы Wakefield (рис. 78), позволяющие
в одном корпусе выполнить однокамерную схему для крупного
дробления и двухкамерную схему для среднего дробления. Пер-
вый вариант, изображенный на рисунке сплошными линиями,
имеет комбинированные отражательные органы, состоящие из
жестко закрепленных массивных поперечных брусьев прямоуго-
льного сечения в верхней части камеры дробления и шарнирно
подвешенной отражательной плиты в нижней части. Угол уста-
новки плиты 45°. Плита удерживается в нужном положении воз-
вратно-регулировочным механизмом с жесткими пружинами, упи-
рающимися в гайки, закрепляемые срезающимися предохрани-
тельными штифтами. Такое устройство позволяет поддерживать
выходную щель в жестких границах, а при попадании в щель
металлического предмета предохранительные штифты срезаются
и плита свободно отходит. В данной конструкции объединены
преимущества жестко закрепляемых и свободно подвешенных шар-
нирных отражательных органов и устранены их недостатки.
Приемный лоток имеет регулируемый угол установки, благодаря
чему изменяется направление основного потока кусков после пер-
вого удара и тем самым дополнительно регулируется степень дроб-
ления. В зависимости от целей и условий дробления фирма уста-
навливает двух-, трех- или четырехбильные роторы при одном и
том же диаметре, что также увеличивает диапазон получаемых
степеней дробления.
При установке второй отражательной плиты, показанной на
рис. 78 штриховой линией, получается двухкамерная схема с уг-
лом установки отражательной плиты (Зх = 0°.
Техническая характеристика описанных дробилок приведена
в табл. 9.
3.	ДВУХРОТОРНЫЕ ДРОБИЛКИ КРУПНОГО ДРОБЛЕНИЯ
Впервые в промышленности США в 1939 г. стала применяться
роторная дробилка двухроторного типа одноступенчатого дробле-
ния (см. рис. 63, б). Она имела значительные преимущества перед
щековыми, конусными и валковыми дробилками. Однако по сравне-
нию со щековыми дробилками одинаковой производительности
роторные принимали куски меньшего размера. По этой причине
120
однороторные дробилки, созданные в Германии в 1942 г., оказа-
лись эффективнее и нашли более широкое распространение, чем
двухроторные. Этим объясняется то, что фирмы, начавшие произ-
водство двухроторных дробилок, позднее освоили выпуск одно-
роторных дробилок. Несмотря на ограниченный спрос на двух-
роторные дробилки, они также находят применение.
Фирма Humboldt (ФРГ) изготовляет двухроторные дробилки
типа PDG одноступенчатого дробления двухкамерные, имеющие
объединенные первые камеры дробления (см. рис. 64, в). Они
представляют собой как бы две однороторные дробилки той же
фирмы типа PEG, составленные вместе, что позволяет унифици-
ровать однотипные узлы. Благодаря такому конструктивному
решению производительность увеличилась примерно в 2 раза,
появилась возможность сэкономить производственную площадь,
а также увеличить размеры принимаемых кусков.
Фирма Cedarapids (США) также изготовляет двухроторные
дробилки одноступенчатого дробления с объединенными камерами.
Дробилки собираются из узлов однороторных дробилок, выпускае-
мых той же фирмой. Их конструктивная схема соответствует
показанной на рис. 63, б. В отличие от однороторных эти дро-
билки имеют меньшие углы установки отражательного органа
первой камеры (примерно = 0-ь 10°) и меньшие модули роторов
(mz = 300-.-417 мм) в результате установки трехбильных роторов.
Эти особенности снижают производительность так, что .при оди-
наковых размерах роторов с однороторными дробилками произ-
водительность их остается почти одинаковой с последними, но
вследствие этого в 1,5—1,8 раза повышается степень дробления
при одинаковых окружных скоростях роторов. Так как при двух
трехбильных роторах нагрузка распределяется на 6 бил вместо
двух (в однороторных дробилках), то срок службы бил увеличи-
вается. Поэтому фирма рекомендует эти дробилки для самых раз-
личных высокоабразивных ь прочных материалов, таких как
базальт, карборунд, гранит, гравий изверженных пород, песча-
ник, железные, цинковые, медные, урановые, марганцевые руды
и другие горные породы.
Английская фирма Pegson выпускает двухроторные дробилки
типа ВК (рис. 79), унифицированные с дробилками того же типа
однороторными. Так как роторы и форма камер у тех и других
одинаковы, то при одинаковых характеристиках продукта дроб-
ления двухроторные дробилки дают в 2 раза большую производи-
тельность, чем однороторные при соответствующем увеличении мощ-
ности двигателей.
Отечественной промышленностью были выпущены опытные
образцы двухроторных дробилок одноступенчатого дробления мо-
делей СМ-559 и СМ-429 (см. рис. 63, а). Они отличались от описан-
ных зарубежных образцов вертикальным расположением колосни-
ков колосниковых решеток. Производительность дробилок была
более высокая, чем у описанных зарубежных образцов, но размеры
121
Таблица 10
Техническая характеристика двухроторных дробилок
Изготовитель	Типоразмер	Размеры ротора в мм		Окружная скорость ротора в м/с	Условное число бил	Размеры приемного отверстия в мм		Размер максималь- ного куска загру- жаемого материала ° max в мм	Производитель- ность в т/ч	Установочная мощ- ность в квт	Габаритные раз- меры дробилки в м			Масса дробилки в т	X а 4
		Диаметр	Длина			ф а о  с ® о 3 ~ X	продоль- ный				Длина	Ширина	Высота		
				Одноступенчатого дробления											
Humboldt, ФРГ	PDG100/100	1000	1000	—	—	—	—	800	60— 120**	190— 240	—	—		36	64, в
	PDG120/120	1200	1200	—	—	—	—	1000	120— 200**	260— 330	—	—	—	45	—
	PDG140/140	1400	1400	—	—	—	—	1100	160— 280**	320— 390	—	—	—	62	—
	PDG160/160	1600	1600	—	—	—	—	1300	220<- 375**	390— 480	—	—	—	78	—
Cedarapids, США	2222	902	559	16,5— 42,5	3	559	559	—	50— НО	81- ЮЗ	3,20	1,57	2,25	9,36	63, б
	3042	902	762	16,5— 42,5	3	1067	762	—	100— 175	110— 140	3,20	2,00	2,43	11,48	—
	3645	953	914	17,5— 45,0	3	1143	914	—	150— 250	но- ги	3,96	2,23	2,58	17,87	—
	4350S	1073	1092	19,7— 38,0	3	1270	1092	—	250— 400	118— 129	5,18	5,53	3,51	33,28	—
	4350Н	1073	1092	19,7— 38,0	3	1270	1092	—	250— 500	118— 129	5,18	2,74	3,57	41,13	—
	5360Н	1258	1346	23,0— 38,0	3	1524	1346	—	400— 800	155— 170	6,10	3,05	4,34	77,63	—
Pegson, Англия	ВК2020 ВК3032 ВК4248				3 3 3	508 813 1220	508 762 1068	—	51—71 юг- 153 203— 305	59—74 103— 133 177— 221	3,2 4,00 6,43	1,58 1,92 2,47	3,18 3,21 4,62	10,70 16,80 50,80	79
				гДвухступенчатого дробления											
Выксунский	С-616	850	500	45/52	2/4	600	500	400 *	35**	85	3,36	2,45	2,57	8,80	62, б
завод ДРО, СССР	С-691	980	710	30; 40/40; 50	2/6	870	700	560 *	100**	150	6,59	3,12	3,26	24,54	62, г
Sheep bridge— Kennedy,	30—48	940	763	27/44,5	3	1220	763	—	180	НО- 148	3,84	1,96	3,84	17,25	62, а
США	36—48	940	915	27/44,5	3	1220	915	—	270	НО- 184	3,89	2,24	3,84	19,05	—
	48—50	940	1220	27/44,5	3	1270	1220	—	445	148— 221	3,89	2,54	3,89	24,05	—
	50—56	1120	1270	28/45,7	3	1421	1270	—	670	184— 295	4,68	2,90	4,73	44,75	—
	60—72	1320	1524	20,7/40	3	1830	1524		1050	221 — 370	5,45	3,51	5,58	73,50	
* Размер максимального куска указан по наибольшему измерению, т. е. в 1,4 раза больше, чем по среднему измерению, кото-
рый дается для других дробилок.
♦* В м3/ч.
Примечание. В числителе показана скорость ротора первой ступени, в знаменателе — второй ступени.
принимаемых кусков были очень малы, что и послужило причиной
прекращения производства этих дробилок.
Двухроторные дробилки моделей С-616 (см. рис. 62, б) и С-691
(см. рис. 62, г) выпускались Выксунским заводом дробильно-
размольного оборудования и использовались в нерудной промыш-
ленности. Первая имела объединенные камеры дробления, вторая
раздельные. Эти дробилки давали высокие степени дробления
(30—40) и соответственно высокий процент мелких фракций 0—
5 мм, достигавший 55%. Их эксплуатация была оправдана в тех
производствах, где требовался большой выход этих фракций и
Рис. 79. Двухроторная дробилка типа В К фирмы Pegson
имелись ограниченные производственные площади. Для изготов
ления щебня они оказались менее выгодными, чем дробилки одно-
роторные среднего и мелкого дробления, поэтому с освоением се-
рийного производства последних изготовление дробилок моделей
С-616 и С-691 было прекращено. Однако в зарубежной промыш-
ленности дробилки данного типа находят потребителей.
Фирма Sheepbridge-Kennedy (США) выпускает пять моделей
дробилок двухроторных двухступенчатого дробления с частично
раздельными камерами дробления и колосниковыми решетками,
имеющими вертикальное расположение колосников (см.
рис. 62, в). В дробилках последнего выпуска два ротора связаны
посредством клиноременной передачи. Это позволяет согласовать
работу двух роторов так, что каждая порция материала, выбрасы-
ваемая первым ротором, попадает под удары била второго ротора.
Такое согласование повышает эффективность работы второго
ротора и снижает износ его бил. Однако вследствие скольжения
124
ремней эта согласованность постепенно нарушается и приходится
периодически поправлять взаимное положение роторов.
Техническая характеристика описанных дробилок приводится
в табл. 10.
4.	ОДНОРОТОРНЫЕ ДРОБИЛКИ СРЕДНЕГО И МЕЛКОГО
ДРОБЛЕНИЯ
Высокие степени дробления, достигаемые в роторных дробил-
ках, делают их особенно пригодными для среднего и мелкого
дробления. Дробилки этого типа не имеют принципиального от-
личия от дробилок крупного дробления, но будучи рассчитаны на
прием меньших кусков и испытывая меньшие ударные нагрузки,
их роторы, отражательные органы и корпуса делаются легче,
что отражается и на конструктивных решениях отдельных узлов.
Применение дробилок на последних стадиях дробления, опреде-
ляющих качество продукта, налагает на конструкции этого класса
дробилок также свои требования. Все это обуславливает большое
разнообразие конструкций.
Мы не разделяем дробилки среднего и мелкого дробления на
два класса, как это делают некоторые зарубежные фирмы. В боль-
шинстве случаев такие дробилки отличаются лишь режимом ра-
боты (окружной скоростью ротора, размером выходных щелей),
а не конструкцией, хотя в некоторых случаях мелкое дробление
в сочетании с необходимостью учитывать определенные свойства
дробимого материала может требовать и специального конструк-
тивного исполнения.
В СССР осваиваются роторные дробилки типа ДРС (по
ГОСТу 12376—71) с диаметрами роторов 500, 630, 800, 1000,
1250 и 1600 мм, причем длина ротора равна диаметру. Серийно
выпускаются дробилки ДРС-10 хЮ (модель СМД-75), ДРС-12 х12
(модель СМД-94) и испытывается дробилка ДРС-8 х8. Это трехка-
мерные дробилки с отражательными плитами, имеющими криво-
линейные профили, очерченные по логарифмической спирали.
Углы установки плит составляют рх = 10°, р2 = 50° и рз = 90°.
Возвратно-регулировочные устройства, выполненные анало-
гично конструкции дробилки СМД-86 (см. рис. 70), позволяют
поднять каждую плиту до совмещения ее с последующей плитой
так, что при совмещении первой плиты со второй получается двух-
камерное исполнение, с углом установки = 50°, а при совме-
щении первой плиты со второй и второй с третьей получается
однокамерное исполнение с углом установки Р, = 90°. Это зна-
чительно расширяет диапазон регулирования степени дробления
и дает возможность при уменьшенной степени дробления повы-
сить производительность дробилки в результате увеличения угла
установки отражательной плиты первой камеры дробления.
Трехкамерная схема в сочетании с высокими окружными ско-
ростями ротора удовлетворяет требованиям мелкого дробления,
одно- и двухкамерные схемы при меньших окружных скоростях—
125
требованиям среднего дробления. При трехкамерной схеме и
увеличенных выходных щелях дробилки обеспечивают повышен-
ную избирательность и могут быть использованы для процессов
обогащения.
Дробилка ДРС-ЮхЮ модели СМД-75 (рис. 80), выпускаемая
Выксунским заводом дробильно-размольного оборудования,
имеет разъемную верхнюю часть корпуса, у которой все отража-
тельные плиты размещены на отъемной части, шарнирно откиды-
вающейся назад с помощью винтового механизма. При открытом
Рис. 80. Дробилка типа ДРС-10Х 10
корпусе ротор оказывается доступным для смены бил сверху, что
позволяет применять подъемные средства для облегчения монтажа.
Дробилка ДРС-12х12 модели СМД-94 (рис. 81) отличается от
описанной способом разъема корпуса. Ее станина и передняя
часть, несущая приемный лоток, имеют общий наклонный фла-
нец, к которому примыкает задняя, откатывающаяся часть кор-
пуса, снабженная колесами, которыми она опирается на горизон-
тальные рельсы, укрепленные на станине. На откатывающейся
части корпуса подвешены все три отражательные плиты. Бла-
годаря разъему по одной плоскости, боковые стенки откатываю-
щейся части корпуса приобретают достаточную жесткость. От-
катка дробилки по горизонтальным рельсам не требует больших
усилий, а наклонный разъем исключает необходимость в ее подъ-
еме. На передней части корпуса крепится монорельс с тельфером,
позволяющим поднять било, лежащее около дробилки, и под-
вести его к ротору для замены. Конструкция крепления бил и
126
Рис. 81. Дробилка типа ДРС-12Х 12
127
способ разъема корпуса рассчитаны на сокращение времени за-
мены бил, что повышает экономичность дробилки при дроблении
высокоабразивных горных пород.
Дробилки, выпускаемые в ФРГ фирмой August Muller Rottweil
Neckar (рис. 82), однокамерные с четырьмя отражательными пли-
тами, имеющими угол установки отражательной плиты = 90°.
При таком угле установки мелкое дробление достигается в ре-
зультате больших окружных скоростей ротора, низкого коэффи-
циента использования производительности, а также расположения
отражательной поверхности, обеспечивающей многократный воз-
врат кусков для повторных ударов. Вторая и третья отража-
Рис. 82. Роторная дробилка фирмы August
Miiller Rottweil Neckar
тельные плиты выполнены с противовесами, что уменьшает вели-
чину отхода плит и необходимое усилие возвратной пружины.
Сварной корпус ротора выполнен из листовой стали в виде
цилиндрического барабана с приваренными к нему планками,
укрепленными ребрами. Такая конструкция широко используется
для дробилок среднего и мелкого дробления и применяется
для бил с болтовым креплением. Однако рассматриваемая кон-
струкция крепления требует длительного времени на замену
изношенных бил, так как гайки и концы болтов оказываются
поврежденными настолько, что их обычно не удается отвернуть и
приходится срезать с помощью автогена. Поэтому при дроблении
высокоабразивных материалов, когда срок службы бил исчис-
ляется несколькими сменами, описанная конструкция себя не
оправдывает.
Фирма Вiittner (ФРГ) (рис. 83) выпускает дробилки типа РД,
построенные по однокамерной схеме с комбинированными отра-
жательными органами, верхняя часть которых имеет жестко за-
крепленные плиты, а нижняя — шарнирно подвешенную отра-
жательную колосниковую решетку с вертикальными колосниками.
128
Нижний конец решетки против выходной щели закрыт сплошной
плитой. Угол установки отражательного органа = 90°. Ниж-
няя часть приемного лотка оканчивается колосниками для отсева
мелочи. Характерной особенностью конструкции является сек-
А
Рис. 83. Роторная дробилка фирмы Biittner
ционное исполнение ротора и отражательных органов. Ротор
набран из отдельных секций, насаживаемых на вал, что позволяет
собрать из унифицированных узлов несколько роторов различ-
ной длины (одного диаметра).
Так, две дробилки с разме-
рами роторов 1000x800 мм и
ЮООхЮОО мм выполняются
первая из четырех, а. вторая
из пяти секций по 200 мм.
Аналогично ротору отражатель-
ные плиты имеют футеровку из
четырех и пяти одинаковых
секций в направлении оси ро-
тора. Это позволяет фирме
выпускать 12 размеров дроби-
лок при семи различных диа-
метрах роторов от 630 до
2000 мм, удовлетворяя широ-
кий круг потребителей.
Дробилки фирмы Amaro
(ФРГ) системы BHS-Ammann
Рис. 84. Роторная дробилка системы
BHS-Ammann фирмы Amaro
(рис. 84) предназначены для получения мелкого щебня, содержа-
щего 50% фракции 0—5 или 0—20 мм в зависимости от режима
работы. Дробилка имеет трехкамерную схему рабочего простран-
ства с двумя шарнирно подвешенными отражательными плитами.
Отражательная поверхность третьей камеры дробления зубчатая,
это препятствует скольжению кусков материала и способствует
частичному возврату их под удары бил.
9 В. А. Б ауман
129
Особенность дробилки — в креплении футеровки отражательных
плит, выполненных из узких толстостенных элементов, имеющих
с нерабочей стороны приливы, вставляемые в осевом направлении
в соответствующие вырезы в ребрах плиты. Била вставляются
также в пазы корпуса ротора в осевом направлении и удерживаются
в них центробежной силой без дополнительного крепления.
Однороторные дробилки фирмы Cedarapids (США), предназ-
наченные для последующих стадий дробления (рис. 85), отличаются
от дробилок крупного дробления, выпускаемых этой же фирмой,
Рис. 85. Роторная дробилка среднего
дробления тина 3020 и 4325 фирмы Ce-
darapids (США)
Рис. 86-5 Внутреннее устройство
роторной дробилки типа ЛРК
фирмы Hazemag
лишь меньшими размерами камеры дробления по высоте и соот-
ветственно поперечного размера приемного отверстия. Отра-
жательная колосниковая решетка выполнена в виде цельнолитого
блока с вертикальным расположением щелей. Корпус ротора имеет
облегченную конструкцию.
При одинаковых размерах роторов с дробилками крупного
дробления дробилки этого типа дают одинаковые производитель-
ности и размер кусков продукта дробления, поэтому степень дроб-
ления у них меньше, чем у дробилок крупного дробления.
Роторные дробилки, предназначенные для дробления высоко-
прочных и абразивных материалов типа АРК, выпускает фирма
Hazemag (ФРГ). Дробилки имеют двухкамерную схему с двумя
шарнирно подвешенными отражательными плитами и отли-
чаются оригинальной футеровкой боковых стенок корпуса. Фу-
130
теровка представляет собой толстостенные плиты с цилиндричес-
ким хвостовиком посредине, имеющим паз, в который вставляется
пружинный шплинт (рис. 86). Форма большинства футеровок
квадратная, что позволяет при неравномерном износе их перевер-
тывать или менять местами с другими футеровками.
Ротор дробилки выполнен в виде двух дисков квадратной
формы, в пазы которых в осевом направлении вставляются била
имеющие зигзагообразное сечение. Это позволяет при износе од-
ной кромки била перевернуть его другой стороной и вставить
вновь, выдвинув па половину шага зигзага, дальше от оси вра-
щения. По данным фирмы коэффициент использования металла
бил достигает 80%.
Рис. 87. Роторная дробилка типа 1700 ЕН Рис. 88. Роторная дробилка фирмы
фирмы Aubema	Parker системы Sledger-Kubit, мо-
дель 36 X 14
Откидывающаяся с помощью винтового домкрата задняя часть
корпуса дробилки открывает свободный доступ к ротору для
смены бил. Корпус дробилки имеет шарнирно откидывающийся
вперед приемный лоток, что делает доступными футеровки пер-
вой отражательной плиты, имеющие клиновое крепление.
Дробилки типа 1700ЕН фирмы Aulmann-Beckschulte (Aubema,
ФРГ), (рис. 87) выполнены по трехкамерной схеме с тремя отража-
тельными шарнирно подвешенными плитами, предназначенными
для среднего и мелкого дробления различных по абразивности
горных пород, и отличаются конструкцией задней части станины,
откатывающейся на роликах. Дробилка имеет горизонтально и
вертикально расположенные плоскости разъемов со станиной и
передней частью корпуса. Чтобы трение в горизонтальном разъ-
еме не тормозило при откатывании, ролики снабжены эксцентри-
ковыми осями с рычагами, поворотом которых приподнимается
откатывающаяся часть корпуса. Если дробилка раскрыта, то
доступной оказывается только часть ротора, так как первая отра-
жательная плита, остающаяся на неподвижной части корпуса,
закрывает ротор сверху, что менее удобно для демонтажа бил,
чем на дробилке СМД-94. Необходимость подъема откатывающейся
9*	131
части корпуса обусловлена наличием горизонтальной плоскости
разъема, что также является недостатком.
Фирма Parker (Англия) освоила дробилки системы Sledger-
Kubit (рис. 88), относящиеся к однокамерному типу с большим
углом установки отражательных плит (рг = 110°). Отражатель-
ные поверхности образуются тремя плитами, из которых верхняя
составлена из ряда брусьев с жестким креплением, а две другие
имеют шарнирную подвеску и регулируемые углы наклона, что
позволяет изменять направление отраженного потока кусков,
а также число повторных ударов. При большой выходной щели
у такой дробилки можно ожидать получения более высокой изби-
рательной способности. Однако продукт дробления у нее имеет
Рис. 89. Роторная дробилка типа РММ-12 (10) 4
Spezial фирмы F. Wageneder
менее равномерный зерновой состав, чем у дробилок многокамер-
ного типа.
Брусья и отражательные плиты изготовлены из износостой-
кой стали и не футеруются, а при износе заменяются.
Роторные дробилки оригинальной конструкции типа Spezial,
Universal и Spezial-Schwer выпускает австрийская фирма
F. Wageneder. Они отличаются наличием качающейся контроль-
ной колосниковой решетки, шарнирно подвешиваемой и регулиру-
емой с помощью пружинного буферного механизма, и предназна-
чены для мелкого дробления самых различных пород.
Дробилки типа РММ-12 (10) 4 Spezial (рис. 89) имеют трехка-
мерную схему с плоскими жестко закрепленными отражатель-
ными плитами и частично охватывающими нижнюю полуокруж-
ность ротора контрольными колосниковыми решетками с гори-
зонтальными колосниками. Верхняя и задняя стенки корпуса
дробилки шарнирно откидываются. На боковых стенках корпуса
футеровка образует пазы, в которые сверху вставляются отража-
тельные плиты. Контрольная колосниковая решетка представляет
собой раму, в которую в осевом направлении вставляются колос-
132
ники двутаврового сечения. Они могут быть при износе перевер-
нуты и использованы еще 3 раза. Колосниковая решетка подве-
шена шарнирно на оси так, что при ее повороте изменяется выход-
ная щель между колосниками и окружностью ротора. По мере
износа бил и колосников щель может быть уменьшена до требуе-
мого размера. Благодаря буферному устройству и возвратно ре-
гулировочной пружине при ударе кусков по решетке последняя
вибрирует, что способствует отсеву мелочи, не требующей даль-
нейшего дробления, а также снижению износа рабочих органов.
Ротор с корпусом в виде дисков имеет била с двумя рабочими
поверхностями и сильно утолщенными головками. Такие била
позволяют применять более твердые пониженной вязкости мате-
риалы, и потому более износостойкие.
В верхней части корпуса и станины предусмотрены люки, через
которые монтируют била и колосники.
Дальнейшим развитием дробилок данного типа являются
дробилки Universal и Spezial-Schwer фирмы F. Wageneder. Они
отличаются двойной колосниковой решеткой, охватывающей
большую часть нижней полуокружности ротора у первой дро-
билки, и дополнительными фигурными брусьями одинакового
с билами сечения (рис. 90), установленными на решетке между ко-
лосниками, у второй дробилки. Станина обеих дробилок представ-
ляет собой отдельную металлоконструкцию, охватывающую
остальную часть корпуса. Электродвигатель размещен над дро-
билкой сверху. Подшипники вала ротора опираются на двух-
опорные балки так, что с обеих сторон дробилки открывается
доступ к нижней колосниковой решетке. При замене бил задняя
часть корпуса откидывается назад и открывает ротор сверху. Над
дробилкой помещен монорельс с тельфером для подъема бил.
При одинаковых размерах роторов у дробилок Spezial и Uni-
versal первая имеет массу 13 т, вторая 40 т. Однако такое утяже-
ление конструкции окупается повышением степени дробления
с 10 до 30 и сокращением времени на замену бил и колосников,
что делает дробилку типа Universal экономически выгодной для
дробления высокоабразивных материалов.
В описанных дробилках мелкое дробление осуществляется
методом скалывания кусков, опирающихся на колосники. Судя
по данным проспектов фирмы, для такого дробления требуется
меньший расход энергии. Однако вопрос об эффективности этого
метода в смысле удельного износа рабочих органов требует изуче-
ния. Можно предполагать, что такой метод эффективен в сочета-
нии с рационально подобранными материалами рабочих органов.
На первый взгляд представляется, что у дробилок типа Spe-
zial-Schwer колосниковая решетка должна засариваться кусками,
не прошедшими через зазоры, так как била ротора их не задевают.
Однако по утверждению фирмы этого не наблюдается. Куски,
не прошедшие через зазоры, ударами последующих кусков сби-
ваются к фигурным брусьям, подбрасываются вследствие вибра-
ции решетки и попадают в щель между билами ротора и фигур-
ными брусьями, где скалываются.
Реверсивная дробилка, выпускаемая во Франции фирмой
Dragon (рис. 91), имеет ротор с билами, конструкция кбторых
аналогична нереверсивной дробилке той же фирмы. Дробилка —
однокамерная, имеющая криволинейный профиль с зубчатой
отражательной поверхностью и нерегулируемой выходной щелью.
При вращении ротора в одну сторону работают одна сторона дро-
билки и поверхность бил ротора, пока передняя кромка била не
приобретет форму 1 (рис. 91, б), после чего направление вращения
Рис. 90. Роторная дробилка типа
РММ-12/10/4 Spezial-Schwer фирмы
F. Wageneder
Рис. 91. Реверсивная роторная дро-
билка фирмы Dragon:
а — конструктивная схема; б — форма
головки била при первом и втором ре-
версах
ротора изменяют и начинают работать другая сторона рабочей
камеры и противоположные рабочие поверхности бил, пока го-
ловки не примут форму 2 и т. д. Реверсированием достигается и
сокращение удельного износа бил в результате того, что примерно
половину времени работа происходит при уменьшенной ширине
внешней поверхности бил.
Так как материал подается сверху на средину ротора, то до
выходной щели остается сокращенный путь, что ограничивает
возможности выбора рациональной формы камеры и регулирова-
ния степени дробления.
Итальянской фирмой Troisi выпускаются реверсивные дро-
билки (см. рис. 54, д), в которых одновременно с реверсированием
ротора изменяется и положение приемного лотка, что дает возмож-
ность увеличить число повторных ударов и повысить степень
дробления. Однако и у этих дробилок ограничены возможности
создания наиболее рациональной формы профиля отражательных
134
органов. Необходимость иметь била с двусторонними рабочими
поверхностями создает значительные трудности для надежного
крепления бил. По этой причине дробилки крупного дробления,
испытывающие значительно большие ударные нагрузки, не де-
лают реверсивными.
Техническая характеристика описанных дробилок приведена
в табл. 11.
5.	РОТОРНЫЕ ДРОБИЛКИ
СПЕЦИАЛЬНОГО НАЗНАЧЕНИЯ
В тех случаях, когда, например, при мелком дроблении кок-
сующихся углей для получения продукта, содержащего 90—95%
зерен минус 2—3 мм, требуется осуществить многократный про-
цесс соударения, делают дробилки с числом камер более 12.
Рис. 92. Специальные роторные дробилки для тонкого измельчения угля:
а — фирмы Hazemag; б — фирмы Аивета типа АРТ-4/80
При этом отражательная плита приобретает ступенчатую форму.
Ротор обычно имеет очень малый модуль (100—150 мм). Условное
число бил 8—12.
Фирма Hazemag изготовляет подобные дробилки типа АР6К
иАР7Кс двумя шарнирно подвешенными отражательными пли-
тами (рис. 92, а). Вторая плита имеет подвеску на откидыва-
ющейся вверх задней части корпуса, при подъеме которой плита
поднимается и выходит из корпуса дробилки. Это открывает
доступ к футеровке обеих плит, а также к билам ротора. При
закрытом корпусе нижний конец второй плиты входит в соот-
ветствующий паз рычага, управляемого снаружи и служащего
для регулирования размера выходных щелей. У первой плиты
выходная щель регулируется способом, обычным для шарнирно
подвесных конструкций. Такая конструкция позволяет регули-
135
Таблица IT
Техническая характеристика однороторных дробилок среднего и мелкого дробления
Изготовитель	Типоразмер	Размеры ротора в мм		Окружная скорость ротора в м/с	Условное число бил	Размеры приемного отверстия в мм		Размер максималь- ного куска загру- жаемого материала . в мм	Производитель- ность в т/ч	Установочная мощ- ность в квт'(	Габаритные раз- меры дробилки в м			Масса дробилки в т	№ рис.
		Диаметр	Длина			попереч- ный	продоль- ный				'Длина	Ширина	Высота		
СССР	ДРС-5Х5	500	500	1 20;	2	250	500	150	25 *	30	1,40	1,30	1,05	2,20	—
	ДРС-6Х6	630	630	24;	3	300	630	190	35 *	40	1,75	1,62	1,30	3,50	—
	ДРС-8Х8	800	800	28,8;	3	400	800	240	65 *	75	2,20	2,10	1,70	6,50	—
	ДРС-10Х10 (СМД-75)	1000	1000	34,6	4	500	1000	300	125 *	125	2,70	2,80	2,10	10,00 18,00	80
	ДРС-12Х12	1250	1250	41,5;	4	600	1250	375	200 *	200	3,40	3,20	2,80		81
	(СМД-94) ДРС-16Х 16	1600	1600	50	6	800	1600	480	310 *	320	4,40	4,10	3,60	30,00	—
	ДРС-20Х20	2000	2000		8	1000	2000	600	500 *	400	5,50	5,20	4,50	50,00	—
Aiigust- Muller,		920		33	4			200	25	26					82
ФРГ															
Biittner,	РД63/40	630	400			300	350				1,80	1,27	1,00	1,80	83
ФРГ	РД63/63	630	630					300	600	—			—	1,80	1,50	1,00	2,40	—
	РД80/63	800	630	—	—	400	600	—			—	2,30	1,50	1,65	3,00	—
	РД80/80	800	800			—	400	750	—			—	2,30	1,65	1,65	3,80	—
	РД100/80	1000	800	—	—	450	750					—	3,19	2,00	2,00	5,00	—
	РД100/100	1000	1000	—	—	450	950	—			—	3,19	2,00	2,00	7,00	—
	РД 125/100	1250	1000	—	—	550	950	—	—	—	3,80	2,42	2,42	9,60	—
Biittner,	РД 125/125	1250	1250	—		—	550	1200	—	—		3,80	2,42	2,42	12,80		
ФРГ	РД140/140	1400	1400	—		—	650	1350	—	—		4,20	2,58	2,58	17,00		
	РД 160/160	1600	1600	—		—	750	1500	—	—		4,79	2,84	2,84	25,00		
	РД200/160	2000	1600	—		—	900	1500	—	—	—	5,65	3,66	3,66	29,80		
	РД200/200	2000	2000	—		—	900	1900	—	—	—	5,65	3,66	3,66	38,00	—
Cedarapids,	30 20	902	762	—		2	508	762	—	100—	92	1,59	1,96	2,03	6,90	85
США	36 23	953	915				2	585	915			200 200—	НО	1,73		2,21	11,35	
													2,31			
										350						
	43 25	1074	1092	—		2	635	1092	—	250—	184	1,89	2,54	2,39	14,20		
										500						
	43 26	1074	1092	—		2	660	1092	—	250—	184	1,91	2,75	2,57	17,54		
										500						
Hazemag,	АРК-20	—.	—	—		—		—	—	До 20	18—22	1,70	1,65	1,62	4,30	86
ФРГ	АРК-30	—	—	—		—	—•	—	-—-	» 35	30—38	1,90	1,70	1,81	5,50	—
	АРК-40	—	—	—.		—	—	—	—	» 60	45—55	1,90	2,03	1,81	7,50	—
	АРК-50	—	—	—		—	—	—	—	» 100165—75		2,80	2,84	2,37	14,00	—
Aubema,	1708/6	800	600			4	440	600	200	15—25	30	2,79	1,41	1,83	5,60		
ФРГ	1708	800	800			4	440	800	200	20—35	37	2,79	1,64	1,83	6,20		
	1710/6	1000	600			4	525	600	250	25—40	37	2,99	1,52	2,01	6,70	—
	1710/8	1000	800		24;	4	525	800	250	30—50	45	2,99	1,65	2,01	8,40		
	1710	1000	1000		30;	4	525	1000	250	40—65	55	2,99	1,89	2,01	10,20	—
	1712/10	1200	1000		38	6	525	1000	350	60—	. 75	3,67	2,04	2,41	13,30	87
										100						
	1712	1200	1200			6	525	1200	350	75—	90	3,67	2,28	2,41	15,00	—
										120						
F. Wagene-	Spezial	1000	630	—-		3	—	—	100	25—50	40	—	—	—	6,50	—
der,	РММ10/6/3															
Австрия	Spezial	1000	630	—		3	—	—	200	25—50	40	—	—	—	6,50	—
	РММ10/6/3—5								150							
	Spezial	1200	1000	—		4	—	—		50—	66—74	—	—	-—,	12,50	—
	РММ 12/10/4									100						
	Spezial	1600	1500	—		4	—	—-	200	100—	100—	—	—	—	27,50	89
	РММ 16/15/4									200	ПО					
	Universal	1200	1000	—		4	—	—	300	60—	132—	—-	—	—	40,00	—
	РММ 12/10/4									120	150						
Продолжение табл. 11
			and одо	55, 6		54, d	00 оо
	HMlCHQOdV вээвм			1,50 1,80 3,00 3,80 5,20 6,00 7,80 22.50		1,60 2,20 4,20 6,60 11,00 17,00 20,00	10,00 14,00
	s x5		вхоэид	1,05 1,05 1,35 1,35 1,63 1,63 1,85 2,68		1,23 1,38 2,10 2,3 2,50 2,85 2,85	со оо ет сп
So £g - 4		Я и	BHitdurn	1,07 1,45 1,60 1 1,83 1,93 2,13 2,29 3,70		1,23 1,43 1,90 2,10 2,30 2,30 2,50	2,06 2,34
	c z		BHHirV	1,00 1,00 1,30 1,30 1,70 1,70 1,86 2,85		1,52 1,52 2,60 2,80 3,00 3,20 3,20	сч сч
-Inou		хая а ЧЛЭОН BBHhoaoiiBiax		8—10 10—15 14—22 20—28 26—42 40—55 50—75 150— 200		CO НО о о ю о	о - Ю о	<о	136— 200 200— 272
		н/х а чхэон airoxuVoasHodij		8—10 9—14 12—20 18—30 27—45 40—60 55—80 190— 240		5—8 9—15 20—40 30—50 40—90 70- 150 100— 250	57— 76* 76— 95 *
WW я Birendaiew олоиэвж -Xdjee вмэЛя ojoh -•wbwhohbw dawcBd				1 Г 1 1 1 1 1		1 1 1 1 II 1	о о со со
с	о о		Инн -nirotfodu	400 600 600 800 800 1000 1000 2000		400 600 800 1000 1200 1200 1400	914 1067
a	&5		И ни -hadauou	280 280 1 300 300 360 360 480 550		. 350 350 450 550 650 800 800	<О со со со
ITHQ OirOHh ЭОНЯО1ГЭХ				1 1 1 1 1 1 1 1		1 1 1 1 1 1 )	со со
э/w a Bdoiod axaodona KBH>i<Xd>iQ				1 1 1 1 1 1 1		mill ।	
	S’ m	z z	BHlIITtf	400 600 600 800 800 1000 1000 2000		400 600 800 1000 1200 1200 1400	914 1067
	CL.	S-	dxawButf	600 600 800 800 1000 1000 1200 1800 1		600 600 800 1000 1200 1400 1400	1016 1067
			z j	64 66 86 88 108 1010 1210 1820		1706/4 1706 1708 1710 1712 1714/12 1714	Sledger-Kubit 36X14 42Х 14
			->	Westfalische Maschie- nenbau, ФРГ		Troisi, Италия	1 Parker, Англия * Б м3/ч
138
роваТь ширину выходных щелей лишь у последних камер дроб-
ления, образуемых конечными футеровками каждой плиты. Вы-
ходные же щели камер, расположенных ближе к точкам подвесок,
по мере износа бил и футеровок увеличиваются и нарушают режим
дробления.
Для устранения указанного недостатка фирма Aubema (ФРГ)
у дробилок подобного назначения типа 2500 Е (рис. 92, б) уста-
навливает дугообразную отражательную плиту, перемещающуюся
поступательно в горизонтальном направлении. Отражательная
плита криволинейной формы имеет зубчатую поверхность и шар-
нирное сочленение посредине. Она опирается на три точки с каж-
дой стороны. Каждая точка опоры может перемещаться, прибли-
Рис. 93. Специальная роторная дро-
билка типа АРТ-4/80 для тонкого из-
мельчения с подсушкой и ограничен-
ным размером зерен продукта ' по
крупности
Рис. 94. Однороторная дробилка фир-
мы Hazemag типа АРТ-4/80 для тон-
кого измельчения с подсушкой и ниж-
ней контрольной колосниковой ре-
шеткой
жаясь или удаляясь от ротора независимо одна от другой, что поз-
воляет регулировать ширину выходных щелей по всей дуге.
Верхняя точка подвески плиты закрепляется неподвижно, две
нижние опираются на пружинные устройства, что предохраняет
ротор от поломки при попадании недробимых предметов. Такая
дробилка с размерами ротора 2,0 X 1,8 м и условным числом
бил—8 при дроблении каменного угля бельгийского месторож-
дения в кусках размером 0—100 мм дает продукт, содержа-
щий 80% класса 0—2 мм и 95% класса 0—3 мм при производи-
тельности 250—300 т/ч.
Для дробления влажных материалов, содержащих глинистые
включения или мел, способных к налипанию, фирма Hazemag
изготовляет роторные дробилки типа APT восьми типоразмеров,
139
производительностью 1,5—150 т/ч, производящие одновременно
подсушку горячими газами.
Дробилка типа APT (рис. 93) в нижней части корпуса имеет
окно 2 для подвода горячего газа, а в верхней, в промежутке
между двумя отражательными плитами, окно 1 для отвода газа,
содержащего до 25% частиц продукта дробления размером менее
0,09 мм. Над приемным и под разгрузочным отверстиями уста-
навливаются специальные (шлюзовые) затворы. Последние имеют
поочередно открывающиеся и закрывающиеся шибера, которые
постоянно держат рабочее пространство дробилки замкнутым,
предотвращая утечку горячих газов через приемное и разгрузоч-
ное отверстия. Приемный лоток и расположение отражательных
Рис. 95. Схема двухроторной
дробилки типа APT-4 BR/II
фирмы Hazemag для тонкого
измельчения глины с подсуш-
кой
Рис. 96. Шлюзовой затвор, выпускаемый
фирмой Hazemag
поверхностей способствуют наибольшему числу повторных ударов
и времени пребывания частиц продукта дробления в камерах дроб-
ления. Встречное направление потока продукта дробления и горя-
чих газов обеспечивают условия для наилучшей теплоотдачи и
испарения влаги. На поверхностях плит, нагретых горячими га-
зами, липкие компоненты дробимого материала не налипают.
Для ограничения верхнего предела крупности продукта дроб-
ления фирма выпускает дробилки типа APT-4/80SR (рис. 94),
снабженные нижней контрольной колосниковой решеткой, охва-
тывающей всю нижнюю полуокружность ротора и имеющей ши-
рину щелей 4 мм. Колосниковые решетки смонтированы на двух
рамах, которые могут выдвигаться из корпуса для очистки и за-
мены колосников. Такие дробилки позволяют дробить материал
влажностью до 12%.
140
Таблица 12
Техническая характеристика роторных дробилок
специального назначения, выпускаемых фирмой Hazemag
Типоразмер	Размер макси- мальных кусков загружае- мого мате- риала Dm в мм	Произво- дитель- ность в т/ч	Устано- вочная мощность N в квт	Габаритные размеры дробилки в м			Масса дробилки в т
				Длина 		а	се О 3 m	
АРТ-3	200	15-25	20—32	3,00	3,50	6,00	8,3
АРТ-4	250	25—40	32—52	3,50	4,00	9,00	13,6
АРТ-4В	300	40—60	48—72	5,00	5,00 6,00	10,00	15,6
АРТ-4/80	300	50—80	60—96	5,50		11,00	23,5
АРТ-6	400	80-150	96—180	—	—	—	38,0
АРТ-4 В г/ 11	400-600	50-75	—	—	—	—	—
Для более влажных материалов (до 25% влажности) и дробле-
ния глины фирма Haze mag изготовляет двухроторные дробилки
одноступенчатого дробления с объединенной камерой типа
АРТ-4Вг/П (рис. 95). В этой дробилке отражательные плиты
имеют плоскую форму и переменный угол установки первых плит,
который может изменяться в пределах ±10°, что в сочетании
с вертикальным их положением обеспечивает еще более длительную
циркуляцию частиц в первой камере и многократность соударений
с рабочими органами. В этих дробилках горячий газ омывает зад-
ние стенки отражательных плит, поступая в камеру выше роторов,
и, огибая их, выходит у приемного отверстия с двух сторон вместе
с тонкоизмельченным продуктом.
Приемное и разгрузочные отверстия этой дробилки также
снабжены шлюзовыми затворами (рис. 96).
Техническая характеристика дробилок типа APT приведена
в табл. 12.
ГЛАВА VI
ВЫБОР ОСНОВНЫХ КОНСТРУКТИВНЫХ
ПАРАМЕТРОВ И ЭКСПЛУАТАЦИОННЫХ
ХАРАКТЕРИСТИК
1.	КОНСТРУКТИВНЫЕ ПАРАМЕТРЫ
На выбор оптимальных конструктивных параметров влияют
очень многие факторы, из которых еще не все изучены настолько,
чтобы можно было предложить единственно правильное решение.
Кроме того, взаимосвязанность факторов при различных сочета-
ниях элементов конструкций позволяет получить несколько опти-
мальных решений конструкции дробилки в целом. В настоящем
разделе изложены главным образом соображения, которыми сле-
дует руководствоваться при конструировании.
Ротор. Главными параметрами дробилки являются диаметр и
длина ротора. У однороторных дробилок крупного дробления
диаметр ротора определяется главным образом размером наи-
больших кусков загружаемого материала: Ор = (1,5-е-З) Dm.
У двухроторных дробилок одноступенчатого дробления Dp =
= 1,2£>от. Дробилки среднего дробления имеют Dp = (Зн-10) Dm;
мелкого дробления —Dp 10Dm- Однако решающим фактором
для выбора Dp у дробилок последних двух типов является про-
изводительность.
Lp
Длина ротора Lp = (0,5-=-1,5) Dp. Соотношение -р— в ука-
занных пределах не оказывает влияния на эффект дробления.
При выборе оптимального соотношения руководствуются сле-
дующим:
—	чтобы получить больший момент инерции ротора при меньшей
Lp
его массе, выгоднее у дробилок крупного дробления иметь -=r— < 1,
L	р
у дробилок среднего и мелкого дробления	1; габаритные
ЗУ
размеры дробилки по длине и высоте могут быть уменьшены при
lp
заданной производительности, когда 3> 1;
Ыр
—	при создании ряда дробилок различной производительности
с целью унификации рекомендуется с одним диаметром делать
несколько размеров Lp. При этом в одном ряду дробилок полу-
чаются, например, такие соотношения -п— : 0,5; 0,8; 1,00; 1,25;
ир
—	в любом случае Lp не должно быть меньше 1,5£)от.
Условное число бил ротора z зависит от диаметра ротора и
назначения дробилки по крупности дробления. При выборе услов-
142
'	,	DP
ного числа бил удобно пользоваться отношением тг =------, ко-
торое по аналогии с зубчатыми колесами можно назвать модулем
ротора. Эта величина, умноженная на л и равная дуге окружности
ротора между рабочими поверхностями соседних бил, характе-
ризует вероятность и глубину проникновения кусков в рабочую
зону ротора (см. § 3, гл. II), что, в свою очередь, влияет на эф-
фект удара и степень дробления. По выбранному модулю опреде-
ляют условное число бил:
z = ^- (6Л)
Обычно у дробилок крупного дробления тг = 300н-500 мм;
у дробилок среднего и мелкого дробления тг = 170-н300 мм.
При выборе модуля ротора следует учитывать, что более крупные
размеры загружаемых кусков требуют и больших значений mz,
большие степени дробления — меньших значений т2.
При определении числа z необходимо помнить, что для упроще-
ния операции балансировки роторов выгоднее иметь четное число
бил, так как в этом случае достаточно попарно подобрать била
равной массы. При г З это выполнить труднее. Еще более
осложняется балансировка ротора при z ~ 5. Поэтому нечетное
число бил более трех делается редко.
Число бил по длине ротора определяется технологическими
соображениями, удобством крепления и обслуживания. Била
длиннее 600 мм труднее отлить с точностью, обеспечивающей плот-
ное прилегание к опорным поверхностям корпуса ротора. Они
тяжелы и требуют специальных подъемных средств для замены.
Поэтому при Lp >> 600 мм устанавливают по два била. При этом
общее число бил становится равным 2z. Два била по длине ротора
позволяют по мере износа менять их местами, обеспечивая более
равномерный износ по длине ротора. Установка более двух бил
по длине ротора осложняет их крепление, при этом средние била
становятся менее доступными. Поэтому часто для крупных дро-
билок изготовляют более длинные била, чтобы не усложнять их
крепление.
Высота била (см. § 2, гл. III) может сказываться на произво-
дительности при h6 <Z 0,1 Dp. Так как по мере износа высота h6
уменьшается, то при /гб < 0, lDp производительность дробилки
заметно падала бы с износом бил. Чтобы снизить влияние износа
на производительность, делают 0,18Dp > 1гб > 0,lDp. Увеличе-
ние h6 >> 0,18Dp нежелательно по следующим причинам. Скорости
удара по кускам, проникающим на глубину йб, могут снижаться до
( 1---иР’ т- е- ниже 0,64 ир, при этом увеличивается вероят-
ность пропуска сверхмерных кусков. Однако имеются дробилки,
у которых h6 = 0,23Dp.
143
Рис. 97. Элементы бил и варианты
их исполнения
Уменьшенная высота била может быть оправдана для дроби-
лок мелкого дробления материалов невысокой абразивности, когда
стремятся получить продукт дробления более равномерной круп-
ности. Поэтому могут быть дробилки с отношением -п— = 0,07.
Толщина била Ьо (рис. 97) определяется из соображений мини-
мального удельного износа и условиями прочности. Увеличение
толщины била не повышает его срок службы, так как его внешняя
поверхность истирается в 4—5 раз быстрее рабочей независимо
от ширины внешней поверхности. Вследствие этого било быстрее
укорачивается по высоте до предельного размера, чем изнашивается
по толщине. Если било опирается по всей длине опорной поверх-
ности и изготовлено из вязкой
стали аустенитного класса, напри-
мер из стали марки 110Г13Л
(ГОСТ 2176—67), его толщина
может составлять (0,4—0,6) h6.
Била, изготовленные из более
хрупких сталей повышенной твер-
дости, могут иметь большую тол-
щину. Встречаются била, у кото-
рых (>о^ h6.
 Плоскость рабочей поверхно-
сти била чаще всего проходит
через ось вращения ротора, что
обеспечивает прямой удар. Более
эффективный удар создает перед-
няя кромка била, однако в ре-
зультате интенсивного изнашивания она постепенно закругляется
и эффект удара снижается. Чтобы компенсировать эту потерю эф-
фективности, часть рабочей поверхности наклоняют по ходу вра-
щения на 15—20° (рис. 97, вариант I), что увеличивает кон-
центрацию напряжений, возникающих в куске дробимого мате-
риала при ударе, при некотором закруглении кромки.
Форма внешней поверхности ротора влияет на вероятность
проникновения куска в рабочую зону ротора (см. § 4, гл. II),
поэтому наиболее рациональной формой поперечного профиля
ротора для глубины проникновения является круглый цилиндр
с выступающими билами (рис. 97, вариант II). Такая форма при-
меняется при слабых ударных нагрузках на било, т. е. при мелком
дроблении. При дроблении крупных кусков, создающих сильные
ударные нагрузки, последние требуют более надежного крепления
со стороны опорной поверхности, поэтому у дробилок крупного
и среднего дробления корпус ротора выполняют с подпорной стен-
кой. При этом внешняя поверхность описывается по спирали
(см. рис. 77) либо по окружности с выступами (рис. 97, вариант I).
Чтобы выступ меньше снижал глубину проникновения, целесо-
образно делать его в виде отдельных ребер (рис. 97, вариант III),
144
тогда часть кусков сможет проникать в промежутки а между реб-
рами, что повысит среднюю глубину проникновения. На дробил-
ках крупного дробления ребра следует делать достаточно проч-
ными, чтобы не ослабить опорные части корпуса ротора.
Камера дробления. Первая камера дробления определяется
положением приемного лотка, а также формой и положением отра-
жательной поверхности первой плиты или решетки. Положение
приемного лотка определяется углами наклона лотка срл и уста-
новки ср (см. рис. 53).
Угол наклона лотка фл для сухого крупнокускового материала
может составлять 40°. Но так как мелкий увлажненный материал
нередко налипает на поверхности лотка и препятствует движению,
Рис. 98. Построение приемного лотка и приемного отверстия:
а — при ф = 0°; б — при ф = 25°
то на дробилках универсального назначения делают фл = 45-ь
-ь50°. Для колосниковых лотков, у которых возможно застре-
вание кусков между колосниками, угол наклона лотка фл = 60°.
С целью увеличения скорости проникновения кусков в рабочую
зону ротора угол фл может достигать 90°.
Угол установки приемного лотка ф определяет место подвода
загружаемого материала к ротору и начало разлета кусков после
первого удара, а также положение приемного отверстия. Для
выяснения последовательности действий при выборе угла рас-
смотрим два примера конструирования положения приемного
лотка и приемного отверстия.
Пример 1. Допустим, что из соображений максимального
использования верхней полуокружности ротора выбрали ф = 0°
(рис. 98, а), и для обеспечения скольжения материала ,’фл = 45°.
Тогда линия рабочей плоскости лотка примет положение KL.
Согласно закономерностям движения материала во второй фазе
(см. § 4, гл. II) куски, сошедшие с приемного лотка, после удара
билом будут разбрасываться последним, отклоняясь от наивероят-
нейшего (модального) направления KN в ту и другую сторону
с равной вероятностью- Так как обычно h6 значительно меньше hm,
10 В. А. Бауман	145
то можно считать, что начальные скорости кусков vK будут га-
ситься при ударах о внешнюю поверхность ротора. В этом слу-
чае модальное направление полета KN может определяться
углом у = 90°, т. е. совпадать с направлением окружной
скорости ротора vp в точке Д'. Если принять во внимание равную
вероятность отклонения от модального направления KN, то
общий поток кусков разделится линией KN пополам. Для нор-
мальной работы дробилки необходимо, чтобы в приемное отвер-
стие от ротора выбрасывалось минимальное количество кусков.
Практически допустимо 3 % всего потока. Следовательно, 50 — 3 =
= 47% от общего потока должно направляться в сектор Ду.
Согласно графику 2 (см. рис. 17) вероятность попадания в сек-
тор Ду, равная 47%, соответствует углу Ду = 34°. Отложив этот
угол от линии KN, получим сектор MKN, в который не должно
заходить приемное отверстие. Выбрав поперечный размер прием-
ного отверстия, например Во = 0,5’Dp, проведем линию 00,
параллельную KL, и в пересечении с линией КМ найдем точку Mlf
соответствующую верхнему краю приемного отверстия. Опустив
из точки Mi перпендикуляр на ДЕ, получим точку Lj нижнего
края приемного отверстия.
Можно убедиться, что при ср = 0° приходится значительно
удлинять приемный лоток. Если это нежелательно, то придется
пойти на увеличение количества кусков, выбрасываемых в прием-
ное отверстие. Примем конструктивно приемлемые размеры лот-
ка ДД2. Тогда точка Мг сместится в положение М2 и линия ДЛ4
примет положение КМ2. Угол Дух окажется равным Дух = 25°.
По графику 2 (см. рис. 17) находим, что в сектор Ду = 25° ве-
роятность попадания составляет 41%. Следовательно, в приемное
отверстие будет выбрасываться 50 — 41 =9% потока. В этом
случае необходимо принимать особые меры, предотвращающие
вылет кусков в приемное отверстие. Кроме того, 9% потока,
направляясь навстречу кускам материала, движущимся по лотку,
будет тормозить их движение к ротору и снижать среднюю глу-
бину проникновения hcp, что также нежелательно.
Пример 2. Учитывая нежелательные результаты кон-
струирования в первом примере, выбираем ср = 25° и срл = 45°.
Строим линию положения рабочей плоскости приемного лотка
(рис. 98, б). Тогда модальное направление потока отклонится
от вертикали на 25° в сторону ротора и пойдет по линии KN.
Отложим от KN угол Ду = 34° и проведем линию КМ. Приняв
Вй = 0,5Ор и проведя линию ОО, найдем положение границы
приемного отверстия Mv В данном случае получается более
приемлемое конструктивное решение, при котором поток кусков,
направленный от ротора в приемное отверстие, не превышает 3%
от общего потока материала, загружаемого в дробилку.
Приведенные примеры показывают, какие соображения должны
приниматься в расчет при конструировании приемного лотка и
выборе положения приемного отверстия.
146
Чаще всего угол ср делают равным 25—35°, хотя встречаются
и углы ср = 0°. Но в этих конструкциях приходится применять
специальные приемные коробки, зигзагообразные лотки или
сильно уменьшать поперечный размер приемного отверстия Во,
что возможно лишь при загрузке мелкокускового материала.
Форма первой камеры дробления определяется углом уста-
новки отражательной плиты р1( поперечным размером приемного
отверстия Во и профилем отражательной поверхности плиты.
Увеличение угла рх от 0 до 90°, как выяснено в § 1 и 2, гл. III,
снижает степень дробления, но увеличивает максимальную про-
изводительность. Поэтому чтобы обеспечить максимальную сте-
пень дробления, угол Pj должен составлять 0—15°. При необ-
ходимости иметь наибольшую производительность и умеренную
степень дробления угол Pj должен быть равен 20—90°.
При выборе угла р, необходимо учитывать также и следующее.
Если дробилка должна иметь 2 или 3 плиты, то при угле Pi =
= 90° угол р2 = Pi + 40° = 130° (в данном случае оптимальное
угловое расстояние Др = р2— р, = 40°, см. § 4, гл. II). При
Р2 = 130° вторая плита не будет отражать куски внутрь рабочей
зоны или же расположится почти горизонтально и на ней будут
задерживаться куски материала. Еще худшее положение займет
третья плита.
Если ради увеличения рг отказаться от последующих плит,
то в продукт дробления будут попадать сверхмерные куски, не
получившие эффективного удара билом, и тем самым засорять
продукт. Таким образом, можно сделать вывод, что для дробилок
крупного дробления следует выбирать Pi = I5-; 30°, для дробилок
мелкого дробления Pj = 0-н15°. Для дробилок специального
назначения, от которых требуется наибольшая производитель-
ность при минимальных габаритных размерах и не предъяв-
ляются жесткие требования к равномерности зернового состава,
можно принять р! >> 30°.
Приведенные рекомендации по выбору оптимального угла рх
предусматривают использование дробилок на эксплуатационной
производительности, составляющей около 0,8 от максимальной,
т. е. при KQ — 0,8 (см. § 2, гл. III). Однако некоторые фирмы ру-
ководствуются другими соображениями. Выбирая угол Pj =
= 50-ъ90°, в то же время уменьшают рекомендуемую эксплуата-
ционную производительность, т. е. снижают KQ до 0,2—0,5. Этим
достигаются уменьшение вероятности выброса недодробленных
кусков материала и некоторая компенсация недостатка больших
углов установки рх. Какой из этих путей более целесообразен,
пока сказать трудно, так как накопленный опыт эксплуатации
роторных дробилок еще недостаточен. Можно лишь предполагать
что каждый из этих путей даст наилучшие результаты в опреде-
ленных условиях.
Поперечный размер приемного отверстия Вй определяется
величиной наибольших кусков загружаемого материала и на-
10;
147
значается равным (1,2—1,7) Dm Для Дробилок крупного дробления
и (1,5—3) Dm для дробилок среднего и мелкого дробления. При
загрузке кусков больших размеров, когда появляется опасность
перегрузки, следует выбирать В(1 возможно меньше, чтобы прием-
ное отверстие ограничивало размеры принимаемых кусков. В ГОСТе
12375—70 принято Во = 0,7Dp, что соответствует Во = (1,4-4-
н-1,5) Dm', у дробилок среднего и мелкого дробления типа ДРС
принято В0 = 0,5£)р или Во = 1 ,!Dm-
При выборе профиля отражательной поверхности первой отра-
жательной плиты или решетки руководствуются следующим-
Первая отражательная плита выполняет две основные функции:
рабочего органа, при ударе о который разрушаются куски дро-
бимого материала, отбрасываемые билами, вследствие чего ис-
пользуется часть кинетической энергии, приобретенной кусками,
а также функцию направляющего устройства. Роль плиты как
рабочего органа (если сравнить с работой бил) невелика (см. § 1,
гл. III), однако ею не следует пренебрегать, так как всякая
возможность использования затраченной кинетической энер-
гии кусков на их разрушение повышает эффективность дро-
билки.
Более важна вторая функция отражательного органа. Если
большая доля потока направляется к приемному лотку или к ро-
тору в точку (рис. 98), то каждый кусок подвергается много-
кратным ударам, при этом снижается вероятность малоэффектив-
ных ударов и повышается средняя степень дробления. Если же
плита значительную часть потока отраженных кусков направляет
на ротор ближе к выходной щели, то повышается вероятность
удаления нераздробленных кусков из рабочей камеры и сни-
жается средняя степень дробления.
Рассмотрим построение профиля плиты для дробилки крупного
дробления, универсального назначения, принимающей наиболь-
шие куски размером Dm- Предположим, что к габаритным разме-
рам дробилки особых требований не предъявляется.
Для крупного дробления можно принять дробилку двухка-
мерного типа. Полагая, что угол установки второй плиты р2
максимальный и равен 90° и оптимальное угловое расстояние р2 —
— ₽!=40° (см. §4 гл. II и § 2 гл. III), можно было бы назначить
угол установки первой отражательной плиты рх = 50°. При таком
угле поправочный коэффициент = 3,4 (см. рис. 106), следо-
вательно, производительность может быть в 3, 4 раза больше,
чем при Pj = 0°. Но при этом показатель влияния угла установки
на размер продукта дробления ka = 1,9 (см. § 1 гл. III). Если же
угол р уменьшить до 25°, то = 1,4, следовательно, степень
дробления может быть повышена в 1,9 : 1,4 = 1,35 раза. Размеры
дробилки при этом необходимо увеличить, но так как проекти-
руется дробилка универсального назначения и к ее габаритным
размерам не предъявляются особые требования, то целесообразно
принять угол Pi = 25°. При этом = 1,63.
148
диаметра, приняв его за единицу,
на чертеже следует измерять в до-

Рис. 99. Конструирование профиля отра-
жательной поверхности первой отражатель-
ной плиты
Уменьшать угол Pi меньше 25° для дробилки крупного дроб-
ления нецелесообразно, так как при этом значительно умень-
шится камера дробления, что невыгодно для приема крупных
кусков. Учитывая изложенные выше рекомендации по поводу
выбора положения приемного лотка, примем ср = 25° и <рл = 45°.
Нанесем окружность, равную Dp, если диаметр ротора опре-
делен. Если величина Dp не выбрана, то можно начертить окруж-
ность ротора произвольно
Тогда все линейные разме
лях Dp.
Нанесем положение
точки К, построив угол ср
(рис. 99) и линию рабочей
плоскости приемного лотка
KL. Примем поперечный
размер приемного отвер-
стия из условия мини-
мального соотношения Во:
\Dm = 1,2 с тем, чтобы
ограничить загрузкусверх-
мерных кусков в дробилку.
Тогда при Dm — 0,5Dp по-
лучим Во = 0,6Ор. Про-
ведем линию модального
направления потока KN0
и, отложив от нее угол
N0KM = 34° (из сообра-
жений, изложенных выше),
найдем точку М — на-
чало отражательной по-
верхности.
Построим отражательную поверхность так, чтобы она удовле-
творяла следующим требованиям: а) при ширине выходной щели
s = 0 наибольшая масса кусков должна отражаться к приемному
лотку для повторных ударов, для обеспечения минимальной ве-
роятности выброса кусков, не подвергшихся эффективному удару
бил; б) наибольшее количество кусков, отброшенных билом и
обладающих запасом кинетической энергии, должны ударяться
о плиту с максимальным коэффициентом использования энергии /Сэ.
Из анализа графика на рис. 21 следует, что максимальный
коэффициент /Сэ = 0,97 соответствует углу падения 8V = 0°.
Но при этом угол отражения 8,. также равен нулю. Если бы мы
построили отражательную плиту так, чтобы все куски ударялись
о нее под прямым углом, то большая доля отраженных кусков
направлялась бы в точку К — навстречу движению основного
потока. Для непрерывного потока это нежелательно, так как при
столкновении кусков встречного потока их направленность нару-
шается и число эффективных ударов о плиту снижается. Поэтому
149
Лучше выбрать 6а = 10°. Согласно графику на рис. 20 при 6а =
= 10° средний угол отражения 8и = 23°, а по графику на рис. 21
при <5а = 10° коэффициент использования энергии Кэ = 0,94,
т. е. снижается по сравнению с максимальным лишь на 3%, что
допустимо.
Полагая, что куски дробимого материала движутся по прямым
линиям, исходящим из точки К, отражательную поверхность
следует наклонить так, чтобы все лучи /(Wo, ККц KN2 и т. д.
составляли с нормалью к этой поверхности угол 6а = 10°. Этому
условию удовлетворяет логарифмическая спираль, имеющая полюс
в точке К и описываемая уравнением в полярных координатах:
р = роб4’? tgl°, где р и фр — текущие координаты.
Построить приближенно такую спираль, которая проходила бы
через точку М, можно следующим образом. Нанесем от линии KNй
лучи KNх, KN2, KN 3 и т. д. через каждые 10° и разделим каждый
угол Л^/СЛ^, NjKNz, К2КК3 и т- Д- биссектрисами KBlt КВ2,
КВ3 и т. д. Через точку М проведем отрезок MMS между лу-
чами KN3 и КК<> так, чтобы нормаль к нему составляла с биссектри-
сой КВ9 угол 6а = 10°. Под тем же углом к биссектрисе KBS
проведем отрезок Л48Л17 и т. д. Построенная ломаная линия
MMgM-jMg приближается к выбранной нами логарифмической
спирали. Ее можно продолжить до пересечения с окружностью
ротора. Однако в данном случае угол получится больше выбран-
ного нами значения = 25°. Чтобы выдержать этот угол, можно
отступить от логарифмической спирали у нижнего конца отра-
жательной поверхности и провести ее вертикально по ли-
нии ССХ или отклонив в сторону от приемного лотка на угол гр =
= 20°, т. е. по линии СС2. Это отступление не будет иметь суще-
ственного значения, так как в первом случае угол сектора N ^KCi
составит 26°, а согласно графику 2 (см. рис. 17) вероятность по-
падания в этот сектор составляет 42%. Следовательно, вне этого
сектора, т. е. на участок плиты ССг, попадет не более 50—42 = 8%
всего потока. Во втором же случае в сектор N0КС2, равный 36°,
попадет 48% всего потока и на долю участка СС2 останется лишь
2%. Следует учесть и то, что у нижнего конца плиты скапливается
некоторое количество материала, которое загораживает плиту
от непосредственных ударов кусков, движущихся из точки К-
Таким образом, мы построили линию профиля отражательной
поверхности, которая при выходной щели s = 0 будет принимать
в секторе МКС2 474-48 = 95% всего потока кусков, подаваемых
приемным лотком на ротор. При этом будут соблюдены постав-
ленные условия.
Так как отражательные устройства выполняются с расчетом
возможности регулирования ширины выходной щели в резуль-
тате поворота его на шарнирной подвеске, при увеличении ши-
рины щели плита изменяет наклон и угол падения 6а умень-
шается. При отклонении плиты на угол более чем 10° все модаль-
150
ные направления отраженных кусков будут попадать на ротор
тем ближе к точке С, чем больше угол отклонения плиты отли-
чается от 10°. В этом случае крупность продукта будет возрастать
как из-за увеличения размера выходной щели, так и в результате
уменьшения вероятности повторных ударов. Для дробилки уни-
версального назначения это выгодно, так как при этом увеличи-
вается диапазон регулирования степени дробления.
Хотя мы рассчитывали при построении профиля отражатель-
ной поверхности отвести модальное направление отраженных
кусков от всех точек плиты на приемный лоток, все же часть по-
тока попадет на дугу ротора КС ближе к точке С вследствие
значительного разброса значений углов отражения бы.
Разделим дугу КС пополам точкой Ki и найдем долю потока
кусков, отражаемых на дугу KtC. Согласно формуле (2.23) сред-
нее квадратическое отклонение угла отражения при угле падения
6„ = 10° составляет = 22,6°. Угол же QMqKi. равен 47°, что
составляет 47 : 22,6 =2,1 среднего квадратического отклонения.
Как установлено, вероятность отклонения в пределах 2,1ст6и
составляет 48%, следовательно, на дугу К±С придется 50—48 =
= 2% потока отраженных кусков из точки Мо. Для кусков, отра-
женных от точек Ain М2, М3 и т. д. до точки С, увеличивается доля
кусков, отраженных на дугу К^С, которая в сумме составляет
около 10%. Значит, даже при тщательно построенной отражатель-
ной поверхности, рассчитанной на повторные удары, до 10%
потока кусков попадает на ротор близко к выходной щели и после
второго удара билом может быть удалено из первой камеры дроб-
ления. Это указывает, что необходима вторая камера дробления.
Рассмотрим построение отражательной поверхности второй
камеры дробления. Она должна удовлетворять следующим тре-
бованиям: а) направлять наибольшую долю отраженных кусков
к ротору так, чтобы обеспечить наибольшую глубину проникно-
вения в рабочую зону ротора; б) наибольшее количество кусков,
выброшенных из выходной щели, должно ударяться о плиту
с максимальным коэффициентом использования кинетической
энергии К,.
Этим условиям будет удовлетворять плита, все точки поверх-
ности которой имеют нормали, составляющие угол 10°
с направлением движения кусков из выходной щели. Профиль
такой поверхности представляет собой также логарифмическую
спираль, отвечающую уравнению в полярных координатах р =
= рое~фр1г1° , где р0 = СС1 (рис. 100).
Примем угловое расстояние между первой и второй плитами
АР = 40°. Это расстояние оптимальное (см. § 4 гл. II и § 1 гл. III).
Увеличение его почти не повышает степень дробления. Нанесем
окружность ротора и на ней точки С и Сх, соответствующие
нижним кромкам первой и второй отражательных плит.
Модальное направление потока СД10 пойдет по касательной к ок-
151
ружности в точке С. Проведем лучи CNlt CN2, CN3 и т. д. через
каждые 10° от модального направления и нанесем биссектрисы СВ
СВ2, СВ3 и т. д. углов N(ICN N1CN2, N2CN3 и т. д. Проведем
из точки Cj линию наклонив ее так, чтобы нормаль к ней
составляла с биссектрисой СВ2 угол б0 = 10°. Аналогично про-
ведем линии AfjAlo, М0М3 и т. д. Полученная ломаная линия
CtAljAloAl,,. . .Л4, и будет приближаться к искомой логарифми-
ческой спирали, которая может быть сглажена дугой окружности
или приближенно очерчена отрезками прямых большей длины,
Рис. 100. Конструирование про-
филя отражательных поверхностей
последующих плит
Рис. 101. Конструирование средств за-
щиты от изнашивания потоком кусков про-
дукта дробления, выбрасываемого из вы-
ходной щели последней камеры дробления
что выбирается конструктивно из соображений удобства изго-
товления.
Построив профиль отражательной поверхности второй плиты
и выбрав конструктивно верхнюю конечную точку Л17, можем
по графику 2 (см. рис. 22) определить вероятность перелета кусков
за плиту. Угол М0СМ7 составляет 50°. По графику 2 (см. рис. 23)
при Ду = 50° вероятность Р(Ду) попадания в сектор Ду равна 48%,
следовательно, 50 — 48 = 2% потока кусков перелетит через
плиту. Поэтому нужно перекрыть промежуток СМ7 между пли-
тами.
Поток кусков продукта дробления, выбрасываемый из вы-
ходной щели последней камеры со значительной скоростью, со-
ставляющей в среднем (0,7н-1) ир (см. табл. 4), ударяясь о пре-
пятствия на своем пути, изнашивает их. Этими препятствиями
могут оказаться задняя стенка корпуса дробилки или лента кон-
152
йейера, расположенная под дробилкой. Последняя будет по-
вреждена особенно при попадании на нее крупных кусков. По-
этому при конструировании дробилки крупного дробления и
проектировании ее установки следует учитывать направление и
плотность потока кусков. Рассмотрим это на конкретном примере.
Положим, что у дробилки последняя отражательная плита
имеет угол установки р = 60° (рис. 101). Построив модальное
направление потока CN0 по касательной окружности ротора
в точке С, отложим от него в обе стороны по 50°. Согласно кривым 2
(см. рис. 22) вероятность попадания в сектор Ду = 50° состав-
ляет Р (Ду) =48%. Следовательно, 96% потока будет попадать
в сектор NxCN2 и лишь по 2% выбрасываться за точки и N2.
Чтобы предотвратить износ стенки, ее нужно футеровать на
участке KNv а на участке KN2 установить плиту, препятствую-
щую прямому попаданию кусков вниз под дробилку, где должна
быть расположена лента конвейера. Кривая 1 (см. рис. 22) пока-
зывает плотность вероятности потока в разных направлениях.
По величине радиусов-векторов от точки К до пересечения с кри-
вой 1 можно судить о плотности потока и интенсивности изнашива-
ния. Так, например, в направлении, отклоняющемся от модального
на 30°, плотность потока составляет 0,4 модального. Если не
учитывать влияния угла падения на износ, то в точках £, и Ь2
он будет составлять 0,4 износа в точке N0. Пользуясь приведен-
ными примерами, нетрудно построить профили отражательных
плит и решить вопрос о защите стенок и конвейерной ленты от
изнашивания при других условиях.
Выбор числа камер дробления основывается на выводах § 3,
гл. II, где доказывается, что для получения необходимого мини-
мума — двух центральных ударов с вероятностью 0,95 требуется
свыше десяти попаданий на ротор. Если требуется получить мелкий
продукт, содержащий куски размером d& (например, d& = 3-=5 мм)
менее, чем минимально практически выполнимая ширина щели,
то число камер дробления должно быть равно числу необходимых
попаданий на ротор согласно графику на рис. 14. Это выполняется
на дробилках подобного назначения (см. рис. 92).
На дробилках среднего и мелкого дробления, предназначенных
для получения зерен продукта размером 10—70 мм, целесообраз-
нее применять меньшее число камер, чем расчетное число попа-
даний на ротор. При этом для снижения доли сверхмерных кусков
в продукте уменьшают размеры выходных щелей, чем обеспечи-
вают их додрабливание (см. § 2, гл. II). В этом случае можно
ограничиться двумя — тремя камерами дробления.
В дробилках крупного дробления, где преобладают эксцен-
тричные удары, при выборе числа камер дробления руковод-
ствуются следующим. При одной камере вероятность выхода не-
додробленных кусков размером h6 + s составляет примерно 0,05.
Если это нежелательно, то установка второй отражательной плиты
при р2 = -ф 40° снижает вероятность выхода таких кусков
153
До 0,05x0,18 «=; 0,01 (см. § 4, гл. II), что обычно удовлетворяет
большинству условий эксплуатации. Поэтому для дробилок дан-
ного типа ограничиваются одной — двумя камерами дробления.
2.	РЕЖИМЫ ДРОБЛЕНИЯ
Одной из характерных особенностей роторных дробилок яв-
ляется сравнительно большое число переменных параметров, не-
обходимых для настройки на оптимальный режим работы: ско-
рость ротора, размеры выходных щелей, зазор между колосниками
колосниковой решетки, число камер дробления и число отража-
тельных плит. Оптимальный режим работы роторной дробилки
определяется технологией производства, требованиями к про-
дукту дробления и особенностями работы машины.
В настоящем разделе даются рекомендации по выбору режима
работы роторных дробилок на основе анализа влияния переменных
параметров на показатели процесса дробления.
Выбор окружной скорости бил ротора для дробилок типа ДРС.
Основное условие, из которого выбирается величина vp, заклю-
чается в том, что энергия удара по камню размером больше d,liax
должна быть достаточна для его разрушения, но не должна при-
водить к дополнительному дроблению частиц, достигших размера
продукта дробления, т. е. частиц менее d,nax.
Таким образом, dnax является критическим размером про-
дукта дробления (dKp dmax) для условий соударения, обеспе-
чивающего передачу наибольшего количества энергии, т. е. при
прямом центральном ударе.
Этим условиям соответствует уравнение (2.14). Формула дей-
ствительна для размеров 10 dKp sx 70 мм.
Пример 3. Выбрать окружную скорость бил ротора и
размеры выходных щелей дробилки типа ДРС-10Х10 при дроб-
лении известняка с пределом прочности при растяжении ор =
= 120 кгс/см2, объемным весом у0 = 2,69 г/см3 до крупности
95% мельче 40 мм.
Подставляя в уравнение (2.14) исходные значения, получим
( 120	\2/3
ир “ 7,7 (л,69~г)	—З8,2м/С.
Для обеспечения заданной крупности продукта дробления
кроме выбранного значения скорости необходимо установить раз-
меры выходных щелей s = dKp.
Если при расчете величина пр оказалась выше максимально
допустимой окружной скорости для данной дробилки, то полу-
чить необходимый размер кусков можно, если уменьшить ширину
выходной щели. Для этого по формуле (2.13) подсчитывают ве-
личину критического размера куска, отвечающего максимально
допустимой окружной скорости, а затем по формуле (2.15) на-
ходят необходимую ширину щели s, подставляя в формулу вме-
154
сто d& заданный размер (в нашем примере 40 мм), а вместо dKp
полученный размер по формуле (2.13). Если окажется, что s < 0,
то при данной скорости получить столь мелкий продукт на данной
дробилке не удастся.
Выбор соотношения размеров выходных щелей первой и по-
следующих камер дробления. Если требуется использовать выход-
ные щели камер дробления как средство ограничения наибольшей
крупности продукта дробления, необходимо учесть, что степень
влияния ширины выходных щелей первой и последующих камер,
образуемых отражательными плитами, имеющими разные углы
установки р в пределах 0—90°, различна. С увеличением угла
Рис. 102. График для определения размеров выходных
щелей:
1 — Р, = 10°; 2 — ₽ = 50°; 3 - - Р = 90°
установки р в указанных пределах крупность продукта дробле-
ния возрастает в результате увеличения глубины проникновения
кусков в рабочую зону ротора. Следовательно, чтобы выходные
щели первой и последующих плит ограничивали выход кусков
одинакового размера, должно соблюдаться условие St >s2 >s3.
Такие размеры выходных щелей будем называть равнодействен-
ными.
Чтобы установить соотношение равнодейственных щелей, вос-
пользуемся уравнением (3.3). Зависимости dCB = / (s), построен-
ные применительно для первой, второй и третьей отражательных
плит, имеющих углы установки р соответственно 10, 50 и 90°,
показаны на рис. 102. Линии, параллельные оси абсцисс, прове-
денные, например, через точки А или В, отвечающие выходным
щелям третьей плиты s3 = 0 мм и соответственно ss = 40 мм,
в пересечении с графиками для второй и первой плит дают равно-
действенные размеры щелей s2 = 14,8 мм и sx = 37 мм в первом
случае и s2 = 52 мм и st = 70,5 мм во втором.
Соотношение равнодейственных размеров щелей непостоянно
и зависит от величины щелей. Максимальное соотношение отве-
чает s3 = 0.
155
Из понятия о равнодейственных размерах выходных щелей
следуют практические выводы по настройке дробилок на требуе-
мый режим дробления. Если в сравнении с равнодейственными
размерами щелей одну или две из них увеличить, сохранив размер
третьей, то существенного увеличения крупности продукта дроб-
ления не обнаружится, но если уменьшить, то влияние этого
изменения будет существенным. Чтобы увеличить производи-
тельность дробилки, целесообразно, сохранив ширину последней
выходной щели в качестве контрольной — определяющей макси-
мальную крупность продукта дробления, увеличить выходные
щели предыдущих камер. Для снижения удельного износа бил
иногда целесообразно использовать в качестве определяющей
выходную щель первой камеры дробления, а последующие увели-
чивать в сравнении с равнодейственными по отношению к первой.
При этом снижается вероятность защемления крупных кусков
во второй и третьей выходных щелях и соответственно износ
бил.
Графики, изображенные на рис. 102, построены применительно
к дробилке СМД-75 (ДРС-ЮхЮ) для дробления турдейского
известняка при окружной скорости бил ротора 38,2 м/с. Для
других дробилок и режимов работы при расчете аналогичных за-
висимостей значение dOs в выражении (3.3) следует определять
по формуле (3.8) при ks = 1, а значение коэффициента k2 при-
нимать равным 0,3; 0,27 и 0,25 для отражательных плит с углом
установки соответственно 10, 50 и 90°.
Выбор размера зазоров между колосниками колосниковых
решеток. Через зазоры колосниковых решеток в зависимости
от режима работы может проходить значительное количество про-
дукта дробления. Например, при переработке единичных камней
через колосниковые решетки дробилки модели С-643 в зависимости
от размеров зазоров и выходной щели проходит 30—60% про-
дукта дробления. Размер кусков, прошедших через колосниковые
решетки, достигает 1,5—1,7 величины зазоров между колосни-
ками.
Очевидно, при настройке дробилки на режим работы, обеспе-
чивающий выход продукта крупностью до dmax, величина зазора
должна принимать sK = ДуТ) 7) •
Выбор режима в целях уменьшения выхода фракции 0—5 мм.
Рассмотрим выбор режима работы дробилки из условия мини-
мального выхода фракции 0—5 мм, которая для большинства
предприятий нерудной промышленности является отходом про-
изводства.
На рис. 103 показаны кривые зернового состава продукта
дробления роторной дробилки модели СМД-75, настроенной на
режим дробления для получения мелкого щебня размером 5—20 мм.
Из,графиков видно, что продукт дробления размером 5—20 мм
можно получить в открытом цикле при режиме 1 (рис. 103). При
155
этом содержание фракции 0—5 мм составляет 78%. Если фракция
О—5 мм является отходом, то вряд ли данный режим будет рен-
табельным.
При работе роторной дробилки в режимах 2 и 3 (рис. 103)
в открытом цикле выход фракции 0—5 мм равен соответственно 44
и 18%. Однако при этом появляются сверхмерные зерна в коли-
честве 20 и 50% от массы исходного материала.
Примем схему работы дробилки в замкнутом цикле при эф-
фективности грохочения, равной единице.
Рис. 103. Кривые зернового состава продукта дробления дробилки типа СМД-75
при режимах;
/ — fp ~ 45 м/с, sx = s2 = s3 — 5 мм; 2 — о = 32,8 м/с, = sg = sg = 50 мм;
3 — v — 20 м/с, s, = s == s = 10 мм; 4 ~	= 20 м/с, s, = s_ =	= 10 мм
Р	1 Z <5	р	14	3
(расчетная кривая при работе в замкнутом цикле)
Общее количество выхода фракции 0—5 мм в % при работе
дробилки в замкнутом цикле
7 = -14?’	м
где а — выход фракции 0—5 мм при работе дробилки в открытом
цикле определяется по графику зернового состава в %; q — объем
материала, возвращаемого в циркуляцию в долях от всего объема,
определяется по графику зернового состава.
Отсюда выход фракции 0—5 мм для режимов 2 и 3 соответ-
ственно равен
и
7 = 14^ = 36%.
Таким образом, при работе роторной дробилки в замкнутом
цикле с минимальным выходом мелких фракций необходимо вы-
157
бирать режим с наименьшей степенью дробления за один проход
материала через дробилку. При этом производительность питания
дробилки возрастет за счет циркуляционной нагрузки и составит
= YZ77 Qn>
где Qn — производительность питания дробилки без учета цир-
куляционной нагрузки.
Производительность Ql( не должна превышать допустимую
производительность дробилки, определенную по Qm и рассчитан-
ную с учетом влияния
снижения крупности ис-
ходного материала в ре-
зультате циркуляцион-
ного потока.
Выбор производитель-
ности питания роторной
дробилки. Производитель-
ность питания дробилки
определяется оптималь-
ным режимом работы и
энергетическими возмож-
ностями привода.
Производительность, с
дробилки, всегда меньше
Рис. 104. Зависимость от производитель-
ности питания
которой эксплуатируются роторные
максимальной производительности Qm для данной дробилки и со-
ставляет некоторую долю от ее значения, равную
Q — KQQm,
где Ко — коэффициент использования максимальной производи-
тельности.
Коэффициент Kq определяется технологическими требованиями
работы предприятия и эффективностью машины. При выборе
значений Kq учитывается следующее.
При эксплуатации дробилок крупного дробления бывает
трудно обеспечить равномерное питание исходным материалом.
Чтобы исключить завал камеры дробления, при котором появ-
ляется склонность крупнокускового материала к сводообразова-
нию, целесообразно использовать максимальную производитель-
ность с коэффициентом KQ = 0,8. Характерно, что при этом же
значении Kq достигается наибольшая величина показателя удель-
ной, вновь образованной поверхности, определяемая выражением
AF = т. е. совершается наибольшее разрушение материала
в единицу времени. Зависимость относительной величины AF от
производительности питания изображена на рис. 104.
158
Исследованиями установлено (см. § 1, гл. Ill), что Степень
дробления существенно зависит от производительности питания
дробилки. К этому способу прибегают (если экономически вы-
годно), когда степень дробления не удается увеличить другим
путем. При этом размер наибольших кусков продукта дробления
изменяется менее значительно, чем степень дробления, подсчитан-
ная по средним взвешенным размерам кусков исходного материала
и продукта дробления. На рис. 105, а, б показаны кривые зерно-
вого состава продукта дробления, полученного на дробилке с диа-
метром ротора 980 мм (рис. 105, а) при производительности питания
100 и 20 м3/ч и дробилке с диаметром ротора 250 мм (рис. 105, б)
при производительности питания 5 и 0,5 м3/ч. Из графиков сле-
дует, что с уменьшением KQ степень дробления повышается в 1,5
и 2 раза, а размер наибольшего куска продукта дробления умень-
шается в 1,1 раза.
Рис. 105. Кривые зернового состава продукта дробления, получен-
ные на моделях:
а — Dp — 980 мм; б  - D = 250 мм; 1 — максимальная производитель-
ность; 2 — минимальная производительность
При дроблении высокоабразивных горных пород срок службы
бил может составлять несколько смен. Чтобы избежать частых
простоев дробилки в связи с заменой изнашивающихся деталей,
в ряде случаев экономически оправдано эксплуатировать дробилку
при пониженных значениях Xq.
Выбор производительности роторной дробилки необходимо
также согласовывать с мощностью установленного электродвига-
теля. Роторная дробилка поставляется с двигателем, указанным
в паспорте машины, или по договору с заказчиком с двигателем
уменьшенной или увеличенной мощности. Во всех случаях энер-
гозатраты дробилки не могут превышать мощность, допускаемую
для установленных электродвигателей. Так как отечественные
роторные дробилки имеют большой диапазон регулирования ре-
жима работы, то и расход энергии на единицу продукта дробления
значительно колеблется в зависимости от режима работы. В соот-
ветствии с этим производительность дробилки определяется не
159
только рекомендуемыми значениями производительности, завИ'
сящими от Qinax, но и энергетическими данными двигателя.
Допустимая производительность дробилки в м3/ч
Г) _ МДсвЦ
Ч- шдр(1—I)
NOcbT]
ИЛИ Q — 0 0002ар ((•—!)’
где У — установленная мощность электродвигателя в квт; DCB —
средневзвешенный размер исходного материала в м; wnp •— энер-
гетический показатель в квт-ч/м2; i — степень дробления; г) —
к. п. д. дробилки и привода; ор— предел прочности при растяже-
нии исходного материала в кгс/см2.
Если допустимая производительность определяется при пере-
стройке работы дробилки с одного режима на другой, при дроб-
лении исходного материала с теми же физико-механическими по-
казателями, то для расчета может быть использована следующая
формула:
01 (й i) = Qs (G i)>
где индекс обозначает номер режима.
Выбор режима работы дробилки в целях улучшения формы
зерен продукта дробления. В соответствии с требованиями, предъ-
являемыми к форме зерен щебня, используемого в бетоне, содер-
жание лещадных и игольчатых зерен (в дальнейшем их будем на-
зывать лещадными) не должно превышать 15%.
На содержание лещадных зерен в продукте дробления влияют
различные факторы, важнейшими из которых являются петро-
графические и физико-механические свойства горных пород, тип
дробилки и режим ее работы. Установлено, что лещадных зерен
в продукте дробления роторных дробилок содержится значительно
меньше, чем в продукте дробления щековых и конусных дробилок,
и в основном отвечает требованиям стандарта. Однако выход
лещадных зерен в продукте дробления роторных дробилок за-
висит и от режима их работы. Эта особенность дает возможность
управлять процессом образования формы зерен продукта дроб-
ления.
Зависимость содержания лещадных зерен от режима работы
роторной дробилки еще недостаточно изучена, но имеющиеся
материалы позволяют сделать некоторые выводы и дать рекомен-
дации по эксплуатации. Результаты исследований приведены
в табл. 13.
Характерно сопоставление продукта дробления дробилки
ЩКД-1200 х 1500 мм, являющегося исходным материалом ротор-
ной дробилки типа СМД-94, и продукта дробления последней.
Из табл. 13 видно, что те же фракции после дробления материала
в роторной дробилке содержат лещадных зерен в 2—5 раза меньше,
чем после щековой дробилки. Содержание лещадных зерен за-
висит от скорости вращения бил ротора. С увеличением последней
содержание лещадных зерен уменьшается почти по всем фракциям
160
Таблица 13
Содержание Зерен неправильной формы в продукте дробления
Я iC go. у П.а!	Износ бил в %	Скорость бил в м/с	Наименьший । размер выход- , ной щели в мм	Фракции в мм						
				5—10	Ю—20	20-40	40—70	70-100	100—150	150—200
ЩКД-1200Х										
Х1500, Малиновский	—	—	—	30,0	37,6	43,6	41,3	43,0	38,4	56,0
СМД-94,			48,0			15,3	14,0	10,8	11,5	12,2			—
Малиновский		38,5	—	16,3	14,9	13,9	17,1	7,8	—	—
С-790А,					65	13,3	10,4	9,3	5,2	3,3	4,0 7,9	8,8
Пятовский	—	—	175	13,3	10,3	7,3	11,5	7,5		2,5
PR-3, Падисе	0,0 6,3	35,0	25,0	9,5	8,3	3,9							
		35,0	25,0	12,6	10,1	5,4	—	—	—	—
Паэмурруд	16,8	35,0	25,0	15,1	12,7	6,4	—	—	—	—
	35—100	35,0	25,0	16,3	15,2	7,3	—	—	—	—
(в таблице даны средние результаты для двух скоростей). Распре-
деление содержания лещадных зерен по фракциям зависит от
размера выходной щели. Наименьшее количество лещадных зерен
находится во фракции, численно равной размеру выходной щели.
Исследования, проведенные инж. Ю. А. Лаатсом на дробилке
PR-3 показывают, что на содержание лещадных зерен влияет
степень износа бил. При остром и незначительно закругленном
биле получается лучшая форма зерен. Инж. Ю. А. Лаатсом также
установлено, что на выход лещадных зерен влияет производи-
тельность питания дробилки. Так, при производительности 75
и 100 т/ч лещадных зерен в продукте дробления дробилки PR-3
соответственно содержалось 8.5 и 12,5%.
3.	ПРОИЗВОДИТЕЛЬНОСТЬ
Ниже приводится методика определения максимальной произ-
водительности Qm для выбранных конструктивных и технологиче-
ских параметров, когда таковые известны, а также статистические
данные для расчета средней статистической производительности,
когда известны только главные параметры дробилки — размеры
ротора.
Расчет максимальной производительности однороторной дро-
билки со свободной разгрузкой. Требуется определить максималь-
11 В . А. Бауман	161
ную производительность однороторной дробилки с отражатель-
ными плитами типа, аналогичного дробилке СМД-86 (см. рис. 67).
Исходные данные для расчета:
Dp = 1,6 м; Lp = 1,25 м, z = 4; ур = 35 м/с; Pj = 20°; Dm =
= 0,8 м; Si = 0,16 м; радиус закругления передней кромки била
г = 0,03 м; предел прочности дробимого материала при растяже-
нии по прибору Т-3 сгр = 100 кгс/см2; уо = 2,5 г/см3; Ь =0,06 м.
Для определения производительности с учетом всех основных
факторов используем формулу (3.21), для которой найдем значе-
ния входящих в нее величин.
Рис. 106. Поправочный коэффи-
циент на угол установки первой
отражательной плиты
Рис. 107. Поправочный коэффициент на
ширину выходной щели первой камеры
дробления
Критерий скорости (см. § 2, гл. III)
с* = щг = ^г = 765 м/с2>
По графику на рис. 36 находим для Cv = 765 м/с2 показатель
степени при z q = 0,64.
Поправочный коэффициент на угол установки первой отража-
тельной плиты находим по графику на рис. 106 или по формуле
(3.15):
/Ср = 1 — 0,49 sin р + 4,7 sin2 ₽ = 1 — 0,49 х
X sin 20° + 4,7 sin2 20° = 1,38.
Для определения поправочного коэффициента на крупность
загружаемого материала рассчитываем относительный размер
максимального куска:
Так как 6 > 0,2, то следует принять KD = 0,3 (см. § 2, гл. III).
162
Чтобы определить поправочные коэффициенты на ширину
выходной щели и закругления передней кромки била, вычислим
относительные их размеры:
г 0,03 л л, о
р= р7 = Т6- = 0’019-
По графику на рис. 107 или по формуле (3.16) находим
Ks = 1 + 1,9е = 1 + 1,9-0,1 = 1,19.
По графику на рис. 108 или по формуле (3.17) устанавливаем
Kr = 1 — 7,9р = 1 — 7,9-0,019 = 0,85.
Рис. 109. Поправочный коэффи-
циент на прочность и плотность
дробимого материала в зависи-
мости от критерия Са
Рис. 108. Поправочный коэффициент на ра
диус закругления передних кромок бил
Для определения поправочного коэффициента на прочность
дробимого материала подсчитываем критерий прочности (см. § 2,
гл. III):
Р ___ gP __ ЮР ______ ОС
УоОр 2,5-1,6
По графику на рис. 109 или по формуле (3.20) находим
1г=0'96-
Чтобы вычислить поправочный коэффициент на ширину внеш-
ней поверхности била, найдем относительную величину ширины
внешней поверхности:
т = -А- = 4^- = 0,0375.
Ь'Р 1>6
Коэффициент подсчитываем по формуле (3.18), подставляя
в нее б = 0,3, так как б >0,3 (см. § 2, гл. III):
К (у хг V'5	°’0375'4 V'5 П.°Л
Ks ~ V n-6z)	""V	3,14-0,3-4/	— °.85-
11
163
При определении максимальной производительности при-
нимаем Qo — 1900 м3/ч (см. § 2, гл. III).
Находим максимальную производительность по формуле (3.21):
L D^'5
Qm = 1900 K^KDKsKrKaKB =
= 1900-^%-’6Jfir 1,38 0,3-1,19 0,85 0,96 -0,85 = 195 м3/ч.
З5^,'3° • 4и,°*
По приближенной формуле (3.22)
п	LpDp5/(P 480 -1,25-1.61-5 • 1,38	,,
Q- = 480 —o.35g)75 = -----35<f,5------ = 243 м3/ч-
Коэффициент крупности /Со выведен из предположения, что
в загружаемом материале содержится до 50% кусков максималь-
ной крупности Dm от общей массы. Однако иногда куски макси-
мальной крупности составляют незначительную часть, в то время
как основная масса материала представляет собой сравнительно
мелкие куски. В этом случае при поступлении массы мелкого ма-
териала производительность может быть значительно выше, так как
для такого материала коэффициент увеличивается.
Рассмотрим приведенный выше пример при условии, что доля
всей массы загружаемого материала а = 0,55 содержит куски
размером не более 200 мм, что составляет
К Рщ 200 р. . д-
6 =	= Тёбг = °’125-
Для такого материала поправочный коэффициент крупности
согласно формуле (3.19) равен
KDa = 1—3,46 = 1 — 3,4- 0,125 = 0,575.
Для остальной же массы, составляющей долю Р = 1 — а =
= 0,45, поправочный коэффициент = 0,3. Так как доли а
и р загружаемой массы будут дробиться при различной произво-
дительности, то средний поправочный коэффициент крупности
следует подсчитывать по формуле
„ — ХдаЛрР_______
Для рассматриваемого примера
гг _______________	0,575-0,3	_~ длр
Лд ~ 0,55.0,3 + 0,45-0,575 ~ U’ UD’
Следовательно, максимальная производительность
Qm = 195	= 264 м3/ч,
V) о
164
В отдельные периоды времени, когда будет загружаться более
мелкий материал, производительность возрастает до значения,
соответствующего наивысшему коэффициенту = 0,575, т, е.
равна
Qm = 195	= 374 м3/ч.
В данном случае расчет мощности электродвигателя должен
быть произведен с учетом периодической работы на повышенной
производительности, т. е. на Qm = 374 м3/ч.
В рассмотренном примере радиус закругления кромки била
г = 0,03 м принят с учетом его износа. Если же дробилка перера-
батывает материал весьма низкой абразивности (И30 = 1—2 г/т;
см. § 2, гл. VIII) и имеется возможность поддерживать кромку
била в заостренном состоянии, не допуская ее притупления более
чем на 8 мм, то для относительной величины закругления
р =	= 0,005 коэффициент Кг повышается до 0,96, а следо-
вательно, может быть выше и производительность:
^ = 195 w^220 м3/ч-
Приближенное определение производительности по главным
параметрам. Для сопоставления с дробилками зарубежных фирм
можно пользоваться статистическими формулами.
На основе данных проспектов зарубежных фирм были выведены
среднестатистические зависимости производительности от пло-
щади проекции ротора 5„Р = LpDp. При этом рассматривалось
около 80 типоразмеров дробилок крупного дробления. Для дро-
билок, изображенных на рис. 72, отличающихся небольшими уг-
лами установки первой отражательной плиты	20° и
модулем ротора тг = 170 4-400 мм,
Qmax = (0,6 -4- 1,3) 47Snp м3/ч;	(6.3)
Qmin = (0,6 - 1,4) 22SnP3 М3/ч.	(6,4)
В этих формулах Qmax и Qmln отвечают предельным значениям
производительностей, указываемых фирмами для различных ус-
ловий дробления, коэффициенты при Snp соответствуют модальным
значениям, а коэффициенты в скобках — вероятным отклонениям
от этих значений, обусловленным конструктивными различиями.
Для рассмотренного выше примера модальные значения произ*
водительностей
Qmax = 47(1,25-1.6)1-6 = 145 м3/ч;
Qmm = 22(1,25.1,б)'-3 = 54 Мз/Ч)
165
а вероятные их отклонения
Qraax = (87— 189) м3/ч;
Qmln = (33—76) м3/ч.
Так как в проспектах указываются эксплуатационные произ-
водительности, то по формулам (6.3) и (6.4) можно определить
эксплуатационную, а не максимальную производительность. Фор-
мулы (3.21), (3.22), (6.3) и (6.4) справедливы для дробилок со
свободной разгрузкой и с контрольной колосниковой решеткой,
частично охватывающей нижнюю полуокружность ротора.
Определение производительности дробилок других типов. В дро-
билках однороторных с контрольной колосниковой решеткой,
полностью охватывающей нижнюю полуокружность ротора, раз-
грузка продукта дробления лимитируется площадью живого се-
чения решетки и зависит от соотношения размера зерен, поступаю-
щих на решетку, и ширины зазоров между колосниками, а также
от плотности потока материала и его равномерности. Произво-
дительность такой дробилки не может быть выше, чем получается
по формуле (3.21).
Известно, что контрольная колосниковая решетка снижает
производительность приблизительно на 40%. Этой цифрой можно
пользоваться для ориентировочных расчетов.
Нужно учитывать, что производительность двухроторных дро-
билок одноступенчатого дробления независимо от раздельности
камер дробления следует рассчитывать как сумму двух одноро-
торных дробилок. Производительность двухроторных дробилок
двухступенчатого дробления при наличии раздельных камер
необходимо рассчитывать по одной камере, дающей минимальную
производительность. При наличии же объединенных камер нужно
принимать в расчет производительность ротора второй ступени
дробления.
Отражательные колосниковые решетки (см. § 2, гл. III) не
влияют на максимальную производительность, поэтому для опре-
деления производительности в этом случае можно также поль-
зоваться формулой (3.21),
4. УСТАНОВОЧНАЯ МОЩНОСТЬ
Существующие формулы и рекомендации для определения уста-
новочной мощности электродвигателя дробилки в разной степени
учитывают конструктивные и технологические параметры и пока-
затели машины. Наиболее простой способ расчета получается по
формулам, выведенным в результате обработки каталожной инфор-
мации.
166
Наибольшие и наименьшие установочные мощности, вычис-
ленные как среднестатистические зависимости, определяются сле-
дующими выражениями:
ЮОГ>Р£Р;	(6.5)
jVmln = 30DpLp,	(6.6)
где W — мощность электродвигателя в квт; Dp и Lp в м.
В некоторых источниках приводятся формулы для расчета
мощности привода молотковых дробилок, которые используются
иногда и для расчета роторных дробилок, а именно:
N=7,bDfL„(-^)-,
(6.7)
N = 0,15Г>2р1рщ
(6-8)
N = (0,1 -- 0,15) IQ,
(6.9)
где п — число оборотов ротора в минуту; i — степень дробления;
Q — производительность в т/ч.
Рис. ПО. График для определения
к. и. д. однороторных дробилок
Рис. 111. График для определения к. п. д.
клиноременной передачи отечественных
роторных дробилок:
— толщина ремней в мм; £>ш — диаметр
меньшего шкива в мм
Формулы (6.5)—(6.8) устанавливают зависимость мощности
от размеров дробилки и числа оборотов. Поэтому они удобны для
расчета установочной мощности электродвигателя определенного
типоразмера, режим работы которого неизвестен или будет уточ-
нен. Формула (6.9) устанавливает связь с технологическими пока-
зателями дробилки, однако для надежного расчета мощности тех-
нологических параметров i и Q недостаточно.
Более полной является формула (3.24), которая учитывает
основные технологические параметры, влияющие на расход
энергии. Входящие в эту формулу к. п. д. дробилки и'к. п. д.
клиноременной передачи могут быть определены по графикам
рис. 110 и 111.
Для сопоставления в табл. 14 приведены значения мощностей,
подсчитанных по приведенным формулам и по ГОСТу 12375—70.
167
Расчет выполнен для роторных дробилок крупного дробления при
переработке известняков средней прочности и скорости бил ро-
тора 20 м/с. При использовании формулы (6.9) для крупных
дробилок получается завышенное значение мощности, так как
не учитывается крупность исходного куска, при использовании же
формулы (6.7) — заниженное. Остальные выражения дают ре-
зультат, укладывающийся в диапазоне между наибольшей и наи-
меньшей мощностью среднестатистических значений. Лучший ре-
зультат соответствует формуле (3.24), которая рекомендуется для
окончательных расчетов.
Таблица 14
Сравнение мощностей, определенных по различным формулам
Расчетные параметры	Типоразмер дробилки							
	ДРК-5Х4	ДРК-6Х5	ДРК-8Х6	ДРК-10Х8	ДРК-12Х10	:дрк-16х12 1 | !	ДРК-20Х16	Д Р к - 25 X 20
Диаметр ротора в м	0,50	0,63	0,80	1,00	1,25	1,60	2,00	2,50
Длина ротора в м Производительность	0,40	0,50	0,63	0,80	1,00	1,25	1,60	2,00
в м3/ч	 Средневзвешенный размер исходного	13	24	47	68	125	200	370	560
материала в мм . .	125	150	200	250	300	400	550	750
Степень дробления Расчетная мощность в квт, вычисленная по формулам:	5,85	6,18	7,50	9,20	9,74	12,5	15,0	19,7
(6.5) и (6.6)	. .	20—	31 —	50—	80—	125—	200—	320—	450—
	6,0	10	15	24	38	60	96	135
(3.24) 		13,8	22,6	41,4	60,5	99,3	157	256	380
(6.7) 		26	32	41	52	65	81	104	130
(6.8) 		И	18	29	46	69	115	183	287
(6.9) 	 Мощность, принятая	8	15	35	63	120	250	560	1100
по ГОСТу 12375—70	10	22	40	55	100	160	250	400
5. РАСПРЕДЕЛЕНИЕ ПРОЧНОСТИ В ПРОДУКТЕ
ДРОБЛЕНИЯ
При выборе технологического оборудования в ряде случаев
существенным показателем служит избирательность дробления.
Эффект избирательного дробления используется в производствах
для обогащения руд, солей, повышения марки щебня и других
целей.
Выбор критерия избирательности дробления зависит от осо-
бенностей технологического процесса, и поэтому в данном разделе
168
приводится метод расчета распределения прочности в продукте
дробления роторной дробилки. Этот метод является составной
частью расчета избирательности дробления независимо от при-
нятой технологии работы предприятия. Для расчета используются
зависимости (3.7) и (3.8).
Распределение прочности в исходном материале устанавли-
вается путем обследования месторождения или по геологическим
данным. Показателем прочности принимается предел прочности
при растяжении ор. Метод расчета распределения прочности
в продукте дробления рассмотрим на примере дробления из-
вестняка с пределом прочности до сгр = 100 кгс/см2 в роторной
дробилке С-643 при скоро-
сти вращения бил ротора
30 м/с. Для этого исходный
материал условно разделим
на прочностные группы, па-
пример 0—20; 20—40; 40—
60; 60—80; 80—100 кгс/см2
Для каждой прочностной
группы по формуле (3.7)
определим поправочный ко-
эффициент на прочность ма-
териала и по формуле
(3.8) подсчитаем средневзве-
шенный размер продукта
дробления каждой прочно-
стной группы. Затем по
полученным значениям dcn
и графикам на рис. 25
Рис. 112. Зерновой состав продукта дроб-
ления роторной дробилки С-643 при пе-
реработке материалов разной прочности:
1,2, 3, 4 и 5 — соответственно средняя
прочность горных пород при растяжении 10.
30, 50, 70 и 90 кгс/см8
строят кривые зернового со-
става продукта дробления. На рис. 112 показаны расчетные кри-
вые. По кривым зернового состава определяется процентное со-
держание групп прочности в каждой фракции крупности. Данные
расчетов сведены в табл. 15. Как видно из табл. 15, содержание
материала разных прочностных групп во фракциях неодинаковое.
Например, во фракцию 0—5 мм материала из первой группы по-
падает 16%; второй— 13%; третьей— 12%; четвертой— 10%;
пятой — 9%, что свидетельствует об избирательности процесса
дробления.
Для подсчета эффекта, к которому приводит избирательное
дробление, необходимо располагать содержанием прочностных
групп в исходном материале. Для примера примем содержание
каждой группы, равное 20%. Умножив выход каждой фракции
прочностной группы (данные табл. 15) на ее содержание в исходном
материале, определим выход прочностных групп материала по
фракциям. Результаты расчета сведены в табл. 16.
Для анализа распределения прочностных групп во фракциях
удобно пользоваться гистограммами.
169
Таблица 15
Распределение зерен по крупности
при дроблении материалов
разной прочности
; Размер фракции в мм	Содержание фракции в % при прочности Ор в кгс/см2				
	10	30	50	70	90
+40	25	31	37	42	47
20—40	25	24	24	24	23
10—20	20	19	17	15	13
5—10	14	13	10	9	8
0—5	16	13	12	10	9
Таблица 16
Содержание материала прочностных групп
во фракциях
1 Размер фракции в мм	Содержание фракции в % при прочности рр в кгс/см2					= S Ч Z1 л а ° СО д
	10	30	50	70	90	
+40	5,0	6,2	7,4	8,4	9,4	36,4
20—40	5,0	4,8	4,8	4,8	4,6	24,0
10—20	4,0	3,8	3,4	3,0	2,6	16,8
5—10	2,8	2,6	2,0	1,8	1,6	10,8
0—5	3,2	2,6	2,4	2,0	1,8	12,0
Средняя прочность фракции подсчитывается как средневзве-
шенное значение содержания прочностных групп:
стр= v------’
2j y/
где crpZ — средняя прочность группы в кгс/см2; у, — содержание
группы прочности во фракции в %.
Например, прочность фракции плюс 40 мм равна:
__ 10-5,0 4- 30-6,2 4- 50-7,4 -Н 70 8,4	90-9,4 _	2
(J+40 — —----------------_------------------- — О О кгс/см .
Несмотря на то, что для примера был выбран условный ис-
ходный материал, построенные гистограммы позволяют проана-
лизировать закономерности распределения прочностных групп
во фракциях, полученных в результате избирательного дробления
материала в роторной дробилке.
Во фракциях 0—5, 5—10 и 10—20 мм в значительной мере
преобладают слабые материалы, во фракции 20—40 мм соотноше-
ние прочностных групп примерно такое же, как и в исходном ма-
териале, а во фракции плюс 40 мм преобладают прочные материалы.
Фракция плюс 40 мм имеет среднюю прочность выше прочности
исходного материала на 12% и выше прочности фракции 0—5 мм
на 26,7%.
Избирательность дробления разнопрочных материалов в ро-
торных дробилках является дополнительным, попутным показа-
телем, так как основное назначение, с которым используются
дробилки, это дробление горной породы с заданной производи-
тельностью и с заданным зерновым составом готового продукта.
В соответствии с основным назначением дробилки для примера
был выбран режим ее работы, который не соответствует оптималь-
ному режиму избирательного дробления. Так, размеры выходной
щели принимались значительно меньшими размеров кусков ис-
170
Хбдйого материала, что приводило к обязательному принуди-
тельному разрушению всех камней независимо от их прочностных
показателей, а скорость бил ротора была принята такой, при ко-
торой происходит разрушение самого прочного компонента ис-
ходного материала.
Полученные результаты распределения прочностных групп по
фракциям продукта дробления следует рассматривать как наи-
меньший гарантированный результат, который получается при
нормальной работе роторных дробилок и заданном распределении
прочностных групп в исходном материале.
6. МОМЕНТ ИНЕРЦИИ ВРАЩАЮЩИХСЯ МАСС
Время удара (см. § 1, гл. IV) при окружных скоростях 20—
40 м/с составляет 1,1—0,8 мс, в то время как промежутки вре-
мени между отдельными ударами равны 24—12 мс даже при самых
малых модулях ротора тг = ~ == 150 мм. Следовательно, энер-
гия от ротора к дробимому материалу передается не непрерывно,
а за весьма короткие отрезки времени с длительными промежут-
ками холостого пробега, превышающими в десятки раз время ра-
боты. Ротор при ударе о куски дробимого материала передает
часть накопленной им кинетической энергии, которая по мере
потери скорости вращения восполняется двигателем. Так как время
действия ударных нагрузок чрезвычайно мало, то можно пре-
небречь энергией, получаемой ротором от двигателя за время удара,
и принять, что вся энергия, поглощаемая камнем, используется
только из запаса кинетической энергии ротора и всех вращающихся
с ним масс. Очевидно, запас энергии должен быть достаточным для
того, чтобы, ротор при попадании наибольших кусков не снизил
скорость вращения больше, чем допускает двигатель.
Рассмотрим взаимодействие вращающихся масс ротора и дви-
гателя. Обычно в качестве привода роторных дробилок исполь-
зуют асинхронные трехфазные электродвигатели. Если предпо-
ложить, что электродвигатель подобран правильно, т. е. его номи-
нальный момент Ми отвечает средней мощности, потребляемой
дробилкой, то вследствие неравномерной нагрузки на ротор ве-
личины момента (а также и мощности), снимаемые с вала элек-
тродвигателя, будут колебаться около значений Л4И, как около
средних. При этом минимальные значения нагрузки могут сни-
жаться до величины момента холостого хода Мх, а отдельные
пики достигать критического Мк. Этим предельным величинам
моментов соответствуют скольжения sx и sK, отвечающие угловым
скоростям ротора дробилки сох и сои. Если загрузка наиболее
крупных кусков производится, когда камеры дробления освобо-
дились от продукта дробления и ротор набрал скорость сох, то
при попадании наиболее крупных кусков можно принять умень-
шение скорости до сок. Это допустимо, если наиболее крупные куски
171
йопадают весьма редко. Для дробилок Же универсального назна-
чения, которые могут работать на материале, содержащем 50%
и более куски размером от 0,5Dm до Dm, следует учитывать возмож-
ность попадания наибольших кусков, когда угловая скорость на-
ходится на уровне номинальной скорости <он. Исходя из этих
соображений момент инерции вращающихся масс можно найти
на основании соотношения
где сон — номинальная угловая скорость ротора дробилки в 1/с;
Jp — момент инерции вращающихся масс, приведенных к валу
ротора дробилки, в кгс-м-с2.
Выразив сон и <вк через соответствующие им скольжения sH
и sK и решая уравнение относительно /р, получим
т = SpmDp
р 2сос (sK — sH) ’
(6.10)
где Spm — максимальный ударный импульс в кгс-с, действующий
на роторе, определенный по формуле (4.12); сос — угловая ско-
рость ротора дробилки, отвечающая синхронной скорости элек-
тродвигателя, в 1/с; sK = sn (А + У к2 — 1) — критическое сколь-
жение электродвигателя; sH — номинальное скольжение элек-
тродвигателя; А = Л4К : Л4Н — отношение критического момента
на валу электродвигателя к номинальному. Указанные харак-
теристики обычно приводятся в каталогах электродвигателей.
Когда исходный материал содержит незначительное количе-
ство кусков максимальной крупности, можно использовать вы-
ражение
т __ __SpmDp
Р ~ 2wc (sK - sx) ’
(6.U)
в котором скольжение холостого хода
С С - - - -
х н Nii ,
(6.12)
где Nx и Na — мощность соответственно холостого хода и номи-
нальная.
При использовании электродвигателей с «мягкой» характери-
стикой величина критического скольжения может быть больше
20%. Соответственно величина окружной скорости ротора будет
колебаться примерно в тех же пределах. Но непостоянство ско-
рости удара увеличивает неравномерность зернового состава про-
дукта дробления. Если требуется получить продукт дробления
с максимально стабильным зерновым составом, то момент инерции
ротора следует рассчитывать с учетом выбранной неравномерности
172
кода 6 =	. В данном случае момейт ййерЦйи вра*
щающихся масс
Sp/n^p
2сон6
(6.13)
Если дробилка предназначена для работы на нескольких окруж-
ных скоростях, то моменты инерции следует определять для всех
скоростей и принять наибольший. Для выбранных момента инер-
ции вращающихся масс и типа электродвигателя следует проверить
время разгона при двигателе с короткозамкнутым ротором и рас-
считать пусковые сопротивления и число ступеней переключений
при двигателе с фазовым ротором.
ГЛАВА VII
РАСЧЕТ ЭЛЕМЕНТОВ КОНСТРУКЦИЙ
1. ПОДШИПНИКИ ВАЛА РОТОРА
На подшипники вала ротора действуют три рода нагрузок.
Нагрузки первого рода создаются весом ротора и усилиями, воз-
никающими в передаче (натяжение ремней). Эти нагрузки почти
постоянны по величине, и их определяют обычными методами ста-
тики.
Нагрузки второго рода создаются центробежными силами, воз-
никающими вследствие дисбаланса. Эти нагрузки вращаются
вместе с ротором и зависят от величины дисбаланса и угловой
скорости ротора. Величина дисбаланса слагается из дисбаланса
корпуса ротора, допущенного при его изготовлении, и разницы
в весе диаметрально противоположных бил, которые подбираются
на месте эксплуатации.
Обычно корпус ротора с валом подвергается статической ба-
лансировке, если число оборотов не превышает 1000 в минуту.
При этом ротор устанавливают на стальных, горизонтально рас-
положенных ножах и добиваются такого состояния, при котором
ротор в любом положении находится в равновесии. Это условие
достигается, если дисбаланс А не превышает произведения веса
ротора Gp на коэффициент трения качения k, т. е.
N = Gpk.	(7.1)
Для стали по закаленной стали k = 0,0002 м. Так как при ста-
тической балансировке возможна динамическая неуравновешен-
ность, увеличивающая нагрузку на один из подшипников прак-
тически почти в 3 раза, возможный дисбаланс следует принять
в 3 раза больше, чем по формуле (7.1), т. е.
Ак = 0,0006Gp.
При установке бил на ротор вес диаметрально расположенных
бил в кгс подбирают так, чтобы разница в их весе не превышала
определенной величины, которую можно выразить формулой
А£= 0,1Г»2р,
где Dp — в м.
Эта разница вызывает на одной паре бил дисбаланс в кгс-м
Аб = А^-^- = 0,05Др.
174
В условиях эксплуатации такая величина дисбаланса может
быть утроена в результате неравномерности износа. Поэтому
при числе бил в одном ряду, равном zL, дисбаланс от неравно-
весности противоположных бил
Дб = 0,15гд£>р;
суммарный дисбаланс в кгс-м
АДб = Ак + Аб = 0,0006Gp + 0,1 5zl£>3p.
Центробежная сила в кгс, создаваемая дисбалансом и дей-
ствующая на один подшипник,
__ 0,00060р 4- 0,15г/ О3р
Л ЛС - ® >
(7.2)
2g
где Gp — в кгс; со — угловая скорость ротора в 1/с; g —- уско-
рение свободного падения в м/с2.
Нагрузки третьего рода, возникающие вследствие ударов кус-
ков дробимого материала по ротору, зависят от величины ударного
импульса, действующего на ротор, и жесткости упругой системы:
бил, корпуса ротора, вала и его опор. Точно определить величину
этих нагрузок довольно трудно, так как упругая система состоит
из сложных элементов, жесткость которых не всегда поддается
точному расчету. Кроме того, величина ударных нагрузок носит
случайный характер и время ее действия составляет незначи-
тельную долю от общего времени работы. Поэтому при расчете
на долговечность следует учитывать длительность этих нагрузок
и их распределение по времени.
Величина ударных нагрузок с некоторым приближением в сто-
рону увеличения запаса надежности может быть определена так.
Допустим, что корпус ротора с билами и их креплением, имею-
щими массу тр кгс-с2/м, представляет собой абсолютно жесткое
тело. Тогда ударный импульс Spm в кгс-с, полученный от удара
по куску дробимого материала, сообщит центру массы некоторую
скорость поступательного движения в направлении удара и ро-
тор приобретет кинетическую энергию
о2
у, _ рт
~' 2тр
(7-3)
Центр массы ротора будет двигаться поступательно, пока вся
кинетическая энергия поступательного движения не превратится
в потенциальную энергию упругих деформаций вала и его опор.
Обозначим максимальные силы реакций опор (подшипников)
через Р в кгс и их податливости через е в м/кгс. Тогда потен-
циальная энергия упругих деформаций двух опор в кгс-м
U = еР2.
J75
Приравняв Т = U и решив уравнение относительно Р, най-
дем силу реакции одной опоры в кгс
р ,_________________________ Spm
К 2m ре
(7.4)
Если податливости в вертикальном и горизонтальном направ-
лении одинаковы, то направление реакций Р совпадет с направле-
нием действия удара Spm. Однако податливости в вертикальном
направлении ев и горизонтальном ег могут быть неодинаковы.
Рис. 113. Ударные нагрузки, дей-
ствующие на вал ротора и его
подшипники
Рис. 114. Характер нагрузок, действу-
ющих на подшипники вала ротора
В этом случае вертикальная и горизонтальная составляющие ре-
акций опор равны (рис. 113)
р __Spm sin а ф
в	К 2трев
Рг =	;	(7.5)
К 2трег
Ру = УР^УУ,
где Ру — наибольшее ударное усилие на подшипник.
При вычислении ударных нагрузок следует принимать во вни-
мание суммарную податливость в вертикальной плоскости —
вала, учитывая заделку в ступице ротора увеличением его длины
на четверть его диаметра, подшипника качения, его корпуса и
опоры корпуса, а в горизонтальной плоскости еще дополнительно
податливость корпуса подшипника в результате изгиба его ла-
пок и растяжения крепежных болтов. Расчет показывает, что
при введении в конструкцию опор дополнительных упругих
176
элементов, нагрузки на подшипники и вал могут быть значительно
снижены.
Для определения направления действия ударного импульса
во ВНИИСтройдормаше были проведены экспериментальные иссле-
дования, которые показали, что модальное (наивероятнейшее)
положение била ротора в момент удара зависит от положения
приемного лотка и первой отражательной плиты. Можно при-
нять, что модальное положение била отклоняется в сторону
приемного лотка на угол 5° от биссектрисы угла аг = 90° — ср +
(см. рис. 113), при этом направление удара Spm определяется углом
а = 50° —	.	(7.6)
Направление действия нагрузок Р на подшипники составляет
с горизонталью угол
ар = arctg	(7.7)
Данная методика дает завышенные результаты расчета, так
как фактически часть энергии Т расходуется на упругие дефор-
мации элементов бил и корпуса ротора, которые не являются
абсолютно твердыми телами, как это принято при выводе формулы
(7.4). Доля энергии, потерянной в корпусе ротора, возрастает
с увеличением массы и размеров ротора и может достигать, по-
видимому, значительных размеров при массе более 5 т и размерах
ротора более 1,25 м. Однако учет этих потерь ввиду сложности
конфигурации корпуса ротора и неопределенности распределения
напряжений в теле ротора не представляется возможным. Следо-
вательно, величина нагрузки, определенной по данной методике,
будет несколько завышенной.
Если при расчете по формулам (7.4) и (7.5) принято максималь-
ное значение ударного импульса, то и нагрузка получится макси-
мальной. Однако максимальные значения весьма редки. Чтобы
учесть вероятности появления ударных нагрузок различной ве-
личины, можно воспользоваться данными табл. 8, в которой при-
ведены полученные экспериментально частости появления на-
грузок, выраженных в долях от максимального значения.
Таким образом, характер нагрузок, действующих на подшип-
ники ротора, можно представить (рис. 114) в виде синусоиды,
характеризующей суммарное действие сил веса RB и центробеж-
ных сил от дисбаланса ротора Л?дб, на которую накладываются
случайные ударные нагрузки Ру, подчиняющиеся закону распре-
деления согласно табл. 8.
Время действия ударных нагрузок в секундах определяется
как полупериод собственного поперечного колебания ротора на
опорах:
(7-8)
12 В. А. Бауман
177
Время полного цикла нагрузок равно времени одного оборота
ротора:
Располагая приведенными данными, можно определить экви-
валентную нагрузку для расчета подшипника на долговечность
по формуле для переменных нагрузок.
Расчеты показывают, что при нормальной работе нагрузки /?дб,
вызываемые неуравновешенными силами, примерно на порядок
ниже, чем усилия от статических нагрузок Рв. Последние же
более чем на один порядок ниже нагрузок Ру, вызываемых удар-
ными силами, но первые действуют постоянно, а последние весьма
кратковременны и распределены по закону, описываемому табли-
цей частостей (см. табл. 8).
Так как расчет по формулам (7.5) дает наибольшие ударные
усилия, то эквивалентное ударное усилие следует определять
с учетом распределения
3,33 То------
Руэ=Ру у/ Xco/Vi'33 = ру/сэк,
где v(- — относительная величина нагрузки в долях от максималь-
ной; со,- — частость, соответствующая v,- (см. табл. 8). Для рас-
пределения нагрузок, характеризуемого табл. 8, ДЭ|( = 0,31, сле-
довательно, можно принять
Руз - 0,31Ру.	(7.10)
Чтобы учесть длительность статических и ударных нагрузок,
расчетную эквивалентную нагрузку на подшипник нужно опре-
делять по формуле
Р-м = 3’3j/ас/?3'33 Д- ауРу'Л	(7.11)
Относительное время действия ударных нагрузок
(7.12)
‘ц
относительное время действия статических нагрузок
ас = 1 — «у-	(7-13)
Центробежную силу от дисбаланса ротора 7?дб в данном слу-
чае можно не учитывать.
Пример 4. Рассчитать подшипник.
Исходные данные: Диаметр ротора D = 2 м. Вес ротора
Gp = 20 000 кгс.
Тип подшипника 3652.
Максимальный ударный импульс, действующий на ротор,
Spm = 2500 кгс-с.
Вертикальная податливость опоры подшипника и вала ев =
= 1,2-10-9 м/кгс.
178
Горизонтальная Податливость ег — 2,3-10"6 м/кгс.
Угол установки приемного лотка ср = 25°.
Угол установки первой отражательной плиты Pi = 20°.
Окружная скорость ротора vp = 30 м/с (со = 30 1/с).
Число оборотов вала в минуту п = 287.
Число бил ротора по длине zL = 2.
Условное число бил z = 4.
Расчет по ударным нагрузкам. Угол, определяющий модаль-
ное направление действия ударного импульса [см. рис. 113 и
формулу (7.6)]:
а = 50 - -ЦД = 50------25= 27,5°.
Вертикальная составляющая ударной нагрузки, действующей
на подшипник [см. формулу (7.5)],
Р —	S1-n_?. = .-2500 sin 27,5- = 522 000 кгс
В	° -	1Л2|^-1.2.10-9
У,о1
ев
Горизонтальная составляющая ударной нагрузки, действую-
щей на подшипник,
р __________ .Spm cos а
2500cos27,5°	-гос ааа
2«~,3.|О,=725000 кгс-
G
g
Суммарное усилие от ударной нагрузки
Ру = yPl-^Pl = ]/Л(522.103)2 4- (725-103)2 = 893-103 кгс.
Угол, определяющий направление действия ударного усилия
на подшипник [см. рис. 113 и формулу (7.7)],
“p
arc
tg 27,5° = 35,75°.
Центробежная сила от дисбаланса ротора [см. формулу (7.2) ],
действующая на подшипник,
Рдб = [0,0006Gp + 0,15zLr»3] Д- = [0,0006  20 000+
+ 0,15 - 2  23] ^81 = 660 кгс.
Принимаем силу от веса ротора без учета нагрузок от натя-
жения ремней
п б 20 000	, п ппп
Рв = ~2~ = —g— — 1 ° 000 кгс-
11
179
бремя цикла нагрузок [см. выражение (7.9) 1
t 2!£l = 2i11A = o,21 с.
ц Vp	30
Время действия ударной силы находим по формуле (7.8),
принимая среднюю податливость еср = --г +ва = 1,75-10“®:
= ТТ Ут'» = ТГГ	= 0.0042 е.
Эквивалентная ударная нагрузка [см. формулу (7.10)]
Руэ = 0,31Ру = 0,31 -893-103 = 277-103 кгс.
Относительное время действия ударной нагрузки за один цикл
[см. выражение (7.12)], считая, что на один удар приходится
один оборот,
_2у = W2__002
у ~ /ц 0,21 ~
Относительное время действия статических нагрузок и на-
грузок от дисбаланса ротора [см. зависимость (7.13)]
ас = 1 — а4 = 1 — 0,02 = 0,98.
Полная эквивалентная нагрузка от действия всех сил, кроме
сил /?дб, так как последние более чем на порядок отличаются
от силы Рв [см. выражение (7.11)]:
= 3'У 0,98-10 000^4-0,02 ( 277-103)3'33 = 86 000 кгс.
Как показывает расчет, первое слагаемое в подкоренном выра-
жении можно не учитывать не снижая точности результата.
Так как приняты во внимание все ударные нагрузки, расчет-
ную нагрузку на подшипник назначаем с коэффициентом Кб = 1.
Отсюда
Q = Рэк = 86 000 кгс.
Для подшипника 3652 коэффициент работоспособности С =
= 3,6-106.
Характеристика работоспособности
, ,.По С 3,6-10°
(^0,3=—=	= 42.
Для п = 287 по таблицам находим срок службы подшипника
h 900 ч.
Расчет по статическим нагрузкам. По этому методу действие
ударных нагрузок можно учесть коэффициентом динамичности Кб.
180
В данном случае надлежит принимать в расчет постоянно дейст-
вующие нагрузки, т. е. /?в и б, при этом коэффициент /Сб =
= 3,5.
Расчетная нагрузка на подшипник
Q = (7?в Д- /?дб) /(б = (Ю ООО + 660) 3,5 = 37,3 1 03 кгс.
Характеристика работоспособности
, ,.п о С 3,6- 10°	-
(n/l)o,3=_ = ____96j5.
Срок службы подшипника при п = 287 об/мин составит h =
= 14 000 ч.
Опыт эксплуатации отечественных роторных дробилок пока-
зывает, что фактические сроки службы подшипников находятся
в пределах 900—14 000 ч. Для справок приводятся номера под-
шипников, срок службы которых превышает 3 года (табл. 17).
Таблица 17
Подшипники, применяемые на отечественных роторных дробилках
Обозначение дробилки		Размеры ротора д>х Lp в мм	Вес ротора СР в кгс	Число оборотов ротора п в минуту	Тип подшип- ника
по ГОСТу	по реестру МСД и КМ				
		СМ-624	0,85X0,50	1 270	675—900	3622
—	С-643	0,98X0,75	2 400	585—780	3636
—	С-687	1,10Х 1,00	4 940	520	3640
ДРК-8Х6	СМД-85	0,80X0,63	1 300	455—800	3622
ДРК-12Х10	СМД-86	1,25Х 1,00	5 000	310—535	3636
ДРК-16Х12	С МД-95	1,60X1,25	9 000	240—420	3640
ДР К-20 X 16	СМД-87	2,00X1,60	20 000	190—333	3652
ДРС-10Х10	СМД-75	1,00Х 1,00	3 500	382—800	3636
ДРС-12Х12	С МД-94	1,25Х 1,25	4 000	305—640	3636
2. ВАЛ РОТОРА
Вал ротора подвергается изгибу и кручению. Напряжения из-
гиба вызывают те же нагрузки, которые действуют и на подшип-
ники. Однако характер напряжений вследствие вращения вала
изменяется. В сечении вала АА (рис. 115), имеющего момент со-
противления 1ГЛ и расположенного на расстоянии I от подшип-
ника, реакция, вызванная дисбалансом ротора, дает при работе
постоянное по отношению к валу напряжение (рис. 116):
„ __
яб— WA '
181
Реакция же 7?в, обусловленная весом и натяжением ремней,
вызывает переменную составляющую с амплитудой
в Wa
Ударные же нагрузки
пряжения обоего знака
Ру вызывают случайные пиковые на-
tf _____________
Ру/
(7 = —~
Wa ’
распределение которых под-
чиняется закону, представлен-
ному данными табл. 8.
Кроме того, часть вала, рас-
положенная между ротором и
ведомым шкивом, испытывает
крутящие моменты: момент,
передаваемый двигателем, и
Рис. 116. Характер напряжений
изгиба в валу ротора дробилки
Рис. 115. Схема к расчету ротора
динамический момент, возникающий вследствие отрицательных
ускорений ротора при ударе кусков дробимого материала о била
ротора. Величина первого момента весьма незначительна. Дина-
мический же момент представляет собой основную нагрузку.
Его величина может быть приближенно подсчитана следующим
образом. При ударе по билу сила Ру вызывает отрицательное
ускорение вращающихся масс в 1/с2:
где Jp — момент инерции вращающихся масс, приведенный к валу
ротора дробилки.
Момент, скручивающий вал в сечении А А,
= й/ш,
где — момент инерции вращающихся масс шкива в кгс-м-с2.
182
(7.14)
Подставив значение Ру из уравнения (4.11), получим оконча-
тельно формулу динамического момента, скручивающего вал в се-
чениях А—А, расположенных между ротором и ведомым шкивом:
1 1А —	7
•'р
Из анализа формулы (7.14) вытекает, что с возрастанием мо-
мента инерции шкива увеличивается скручивающий динамический
момент. Поэтому, чтобы снизить нагрузки на вал, ведомый шкив
следует делать с возможно меньшим моментом инерции и не ис-
пользовать его в качестве маховика при больших нагрузках.
Проверочный расчет валов дробилок, испытанных в производ-
ственных условиях и подтвердивших достаточную надежность,
показал низкие запасы прочности при использовании описанного
метода определения нагрузок и применении обычных методов рас-
чета допускаемых напряжений. Это указывает на то, что при вы-
соких скоростях нагружения, характерных для дробилок удар-
ного действия, допускаемые напряжения следует выбирать с уче-
том упрочнения металла. Поскольку нет достаточных данных о
повышении прочности, в зависимости от скорости возрастания
напряжений предлагаемый метод определения нагрузок реко-
мендуется использовать лишь для сравнительных расчетов, со-
поставляя с дробилками, проверенными в эксплуатации.
3. ВОЗВРАТНЫЕ УСТРОЙСТВА ОТРАЖАТЕЛЬНЫХ ПЛИТ
При попадании в камеру дробления металлического предмета
шарнирно подвешенные отражательные плиты отклоняются и
пропускают последний, предохраняя ротор от поломки. Как пре-
дохранительное устройство плита должна иметь возможно мень-
шую массу, чтобы уменьшить ударные нагрузки на ротор. Од-
нако при ударах дробимого материала плита отходит от ротора,
увеличивая выходную щель, и тем самым способствует попаданию
крупных кусков в продукт дробления, увеличивая неравномер-
ность его зернового состава. Чтобы уменьшить это нежелатель-
ное явление, целесообразно плиту делать более массивной или
применять возвратные устройства, уменьшающие величину и
время отхода плиты из установленного положения. Эти два про-
тиворечивых требования указывают на необходимость выбора
оптимальных размеров плиты и жесткости возвратных устройств.
Расчет возвратных пружин сводится к выбору их жесткости,
обеспечивающей при нормальной работе среднее увеличение вы-
ходной щели Ascp не более заданных пределов. Кроме того, запас
их потенциальной энергии в сжатом состоянии должен быть до-
статочным, чтобы поглотить избыток энергии удара, переданной
плите при действии максимальных ударных импульсов, не допу-
ская их сжатия до соприкосновения витков, так как это может
вызвать поломку пружин.
183
При расчете жесткости возвратных пружин принимают, что
среднее значение ударного импульса Scp (в кгс-с) вызывает сред-
нее увеличение размера выходной щели Ascp (в м). Приравнивая
кинетическую энергию, приобретенную плитой под действием
импульса Scp , сумме потенциальных энергий подъема плиты и
жатия буферных пружин, получим формулу для определения
жесткости двух пружин в кгс/м:
о2 /2 /2
СР Sn s
(7.15)
где lSn, ls, If и /цт — размеры, указанные на рис. 49, в м; Jn —
момент инерции плиты относительно оси подвески в кгс-м/с2; G —
вес плиты в кгс.
Задаваясь допустимой величиной Ascp, по формуле (7.15)
определяют жесткость пружины.
При выводе формулы (7.15) принято, что предварительная
деформация пружины
/о = 0,5/4	(7.16)
где f — деформация пружины, соответствующая увеличению щели
на Ascp, в м.
Знак «минус» у С, полученный при расчете по формуле (7.15),
указывает на то, что момент, создаваемый силой тяжести плиты,
достаточен для поддержания размера выходной щели в пределах
заданного значения s + Ascp, и устанавливать пружину не тре-
буется.
При расчете жесткости пружин необходимо руководствоваться
следующим. Обычно при получении наиболее мелкого продукта
дробления используют минимальную щель smln и максимальную
окружную скорость ротора у . В этом режиме целесообразно
допускать и минимальное значение Ascp, например Ascp = smln
или 0,5smin. Но Scp следует определять для максимальной ок-
ружной скорости ур. При меньших скоростях ур величина Scp
может быть больше и Ascp также увеличится, но для режимов
более крупного дробления это можно допустить.
Пружину, рассчитанную по формуле (7.15), следует прове-
рить на максимальное сжатие под действием наибольшего удар-
ного импульса Smax, причем для той скорости ур, при которой
возникает это наибольшее значение. Исходя из энергетического
баланса, использованного при выводе формулы (7.15), находится
максимальное сжатие пружин в м
(7-17)
184
где fo~O,5-^AsCp — предварительная деформация пружинь!,
определяемая из выражения (7.16); Smax—ударный импульс,
подсчитанный по формуле (4.18).
Если fmax превышает допустимое значение, следует подобрать
другую пружину или предусмотреть ограничитель поворота плиты,
не допускающий удары по пружине с сомкнутыми витками.
При возврате плиты из положения максимального отклоне-
ния потенциальная энергия подъема плиты и сжатых пружин
вновь превращается в кинетическую энергию движения плиты
и должна быть полностью поглощена ограничительными устрой-
ствами.
Такими устройствами на отечественных дробилках служат
гайки, навертываемые на резьбовые концы тяг, которые стяги-
вают возвратные пружины и удерживают отражательные плиты.
Чтобы тяги не испытывали высокие ударные нагрузки, под огра-
ничительные гайки подкладывают буфера в виде резиновых шайб
или набора тарельчатых пружин (см. рис. 70). Жесткость бу-
феров следует подбирать из расчета уменьшить нагрузки на тяги
и при этом не допустить задевания бил за нижний конец плиты
при ее падении из максимально поднятого положения.
Пренебрегая потерями на сопротивления, энергию, поглощае-
мую буферами, можно приравнять к энергии удара при действии
максимального ударного импульса Smax. Отсюда максимальное
усилие в кгс, растягивающее тяги в момент падения плиты,
с2 /2 1
& °max4Sn s
т — JtAs6lf ’
а суммарная жесткость буферов в кгс/м
_____________________________ 7*TZS '
6 ~ ’
(7.18)
(7.19)
здесь As6—величина уменьшения выходной щели при падении
плиты на буфера в м.
Чтобы исключить задевание бил за нижний конец плиты при
ее падении, величина As6 не должна превышать половину мини*
мальной щели smln.
В зависимости от количества тяг и буферов усилие, приходя-
щееся на одну тягу, и жесткость одного буфера определяются
делением Рт и Сб на число тяг.
4. ОТРАЖАТЕЛЬНЫЕ ПЛИТЫ
В § 3 гл. IV изложены основные положения для определения
нагрузок на отражательные плиты отечественных роторных дро-
билок.
165
Рассмотрим пример расчета первой отражательной плиты.
В среднем поперечном сечении плита имеет размеры (см.
рис. 51): В = 150 см, b = 20 см (4 ребра по 50 мм толщиной);
координата центра тяжести сечения у0 = 24,7 см, у± = 5,3 см;
у2 = 10,3 см; общая высота сечения h = у0 + у2 = 35 см.
Развернутая длина плиты I = 240 см. Момент инерции массы
плиты Jn = 11 • 104 кгс-см-с2. Окружная скорость ротора цр =
= 30 м/с. Вес наибольшего куска дробимого материала тк =
= 1820 кгс. Максимальное плечо ударного импульса 1$п = 195 см.
Материал плиты — сталь Ст.З. Максимальный ударный импульс,
действующий на ротор, Sp = 2500 кгс-с.
Коэффициент ударного импульса, действующего на первую
плиту, определяется формулой (4.14):
о,2то,о4У^р ЗО0,2- 1820о'о4,/30
р 14
Максимальный ударный импульс, действующий на первую
плиту, рассчитывается по формуле (4.13):
Sn = KnSp = 0,167-2500 = 417 кгс-с.
Энергия удара по первой отражательной плите согласно вы-
ражению (4.30)
<?2 ,2
4172-1952
Е" 2/п ~ 211-Ю4 — 30 100 кгс-см.
Момент инерции сечения плиты
J — “з- [я (1/1 — {ft) + Ь (Уо + 1/1)] =
= 4 [150 (10,53- 5,33) + 20 (24,73 + 5,33)] = 148 760 см4.
Критерий жесткости плиты определяется зависимостью (4.29):
п ЕЛ 2,1-10®-148 760 240 со . 1Л7	,, ,
Сж = -J— = —--------и-гто3-----== 68,1 • 107 см2/с2.
Коэффициент, определяющий долю энергии удара, расходуе-
мую на упругие деформации плиты, рассчитывается по формуле
(4.28):
К,, =	(0,25 + 0,009ц ) =
= (°’25 + °’009  3°) = °>367-
Энергию упругой деформации плиты можно вычислить, ис-
пользуя выражение (4.31):
U = КУ£П = 0,367 • 30 100 = 11 000 кгс  см.
186
Максимальные нормальные напряжения при ударе в наружных
волокнах ребер согласно зависимости (4.27)
_	о о. _ т/ 2,1 •10е-11  103 1ОКП ,2
ат — 2#о У л —2-24,7 у 148760 240	1250 кгс/см .
Так как напряжение при ударах непостоянно и его величина
распределяется по закону, описываемому частостями coz (табл. 8),
эквивалентное напряжение стационарного режима определится
по формуле (4.33):
оэх = 0,525от = 0,525 1250 = 657 кгс/см2.
Эквивалентное напряжение не должно превышать предела
усталости данной конструкции:
где еа — коэффициент влияния абсолютных размеров; р — коэф-
фициент влияния состояния поверхности; f(a — эффективный коэф-
фициент концентрации напряжений.
Для стали марки Ст.З <!_! = 1700 кгс/см2. При отсутствии
концентрации напряжений на ребрах плиты принимаем = 1.
При абсолютных размерах детали 35 см из углеродистой
стали е„ = 0,62.
Для грубообработанной поверхности, покрытой окалиной,
Р = 0,7.
Предел усталости для рассчитываемой конструкции из стали
Ст.З
(<CiU =	1 =-------j---— = 737 кгс/см2.
Запас прочности по пределу усталости
Учитывая повышенные требования к изготовлению и контролю
качества металла, а также средние условия расчета и надежности,
коэффициент запаса прочности по пределу усталости следует
принимать равным 1,4—1,6. Значит, полученный запас прочности
недостаточен и должен быть повышен, например, такими путями:
1)	использованием низколегированной стали марки НЛ-2,
имеющей о_х — 3100 кгс/см, что увеличивает запас в 1,82 раза;
2)	упрочнением поверхности ребер плиты с помощью обдувки
дробью, в результате чего значение р увеличивается до 1,2, что
12
соответствует повышению запаса прочности в = 1,7 раза;
187
3)	увеличением размера сечения плиты, применением коробча-
той конструкции вместо Ш-образной или уменьшением толщины
и массы футеровки плиты, что повышает критерий жесткости Сж
и снижает величину от.
К указанному следует добавить, что величина коэффициента
концентрации напряжений /Со принята в расчете равной единице.
Однако из-за поперечных швов в продольных ребрах или свароч-
ных валиков, накладываемых при приварке поперечных ребер,
могут возникнуть концентраторы напряжений, повышающие К,а
до 1,7, что снижает запас прочности в 1,7 раза. Поэтому не сле-
дует доводить сварные швы поперечных ребер до верхних поясов
продольных ребер, испытывающих максимальные напряжения,
а также стремиться избегать установки поперечных ребер в сред-
ней части по длине плиты.
ГЛАВА VIII
ИЗНОС ДЕТАЛЕЙ РОТОРНЫХ ДРОБИЛОК
1.	ОСНОВНЫЕ ПОНЯТИЯ, ОПРЕДЕЛЕНИЯ
И ХАРАКТЕР ПРОЦЕССА ИЗНАШИВАНИЯ
На износ рабочих органов в дробилках различных типов при-
ходится иногда до 30% расходов на дробление, и поэтому он имеет
весьма важное значение при выборе типа дробилки. В роторных
же дробилках износ в некоторых случаях является решающим
фактором и поэтому заслуживает всестороннего изучения.
Износ измеряют в линейных единицах в виде абсолютного из-
менения размеров деталей либо в единицах массы. В последнем
случае различают абсолютный износ, измеряемый потерянной
массой детали, и удельный износ, представляющий собой абсо-
лютную потерю массы детали, отнесенную к массе передроблен-
ного материала. Удельный износ детали нетто ин измеряется
удельной потерей массы детали, износ брутто иб — массой всей
неизношенной детали в г, отнесенной к массе всей передроблен-
ной породы в т за полный срок службы. Отношение удельных из-
носов нетто и брутто называется коэффициентом использования
материала детали.
Мерой абразивности горной породы или показателем абразив-
ности является удельный износ нетто эталонной детали, изнаши-
ваемой в строго регламентированных условиях.
Износостойкость материала детали измеряется массой передроб-
ленного материала с определенной абразивностью, принятой за
эталон, отнесенной к потерянной массе металла образца детали,
износ которого получен в условиях, аналогичных для определения
абразивности. Так как условия изнашивания деталей весьма раз-
личны, то не может быть и единых критериев абразивности и из-
носостойкости, не зависимых от условий, для которых они опре-
деляются. Следовательно, характеризуя абразивность или износо-
стойкость некоторым количественным критерием, необходимо
оговорить, для каких условий изнашивания они пригодны.
Срок службы деталей, подверженных изнашиванию, опреде-
ляется по времени работы Т либо по количеству передробленного
материала G. Последняя оценка более надежна.
Для принятых величин существуют зависимости:
G =	(8.1)
189
A = -£«-•
(j - Я^ис .
«н ’
T
UHQ ’
(8.2)
(8.3)
(8.4)
где g—масса неизношенных деталей в г; К1к — коэффициент
использования металла; Q — производительность дробилки в т/ч.
Как вытекает из анализа формул (8.3) и (8.4), срок службы
деталей зависит от их массы, коэффициента использования ме-
Рис. 117. Механизм изнашивания:
а — абразивное изнашивание; б — усталостное выкрашивание
талла и удельного износа нетто. Последний зависит от условий
воздействия дробимого материала на деталь, абразивности дро-
бимой породы и износостойкости материала детали, отвечающих
данным условиям изнашивания.
Рассмотрим условия работы деталей дробилки. Поверхности
деталей, обращенные внутрь камер дробления роторных дроби-
лок, соприкасаются с дробимым материалом, микротвердость
которого нередко превышает твердость металла дробилок. Воз-
действие дробимой породы на поверхности этих деталей носит
ударный характер, вследствие чего на поверхностях контакта
возникают значительные напряжения смятия и сдвига, часто
превышающие пределы прочности металла. Схемы преобладаю-
щих видов изнашивания поверхностей деталей дробилки пока-
заны на рис. 117, а, б.
Если угол встречи а„ частицы дробимой породы с поверхностью
мал (рис. 117, а), то отдельные зерна породы, микротвердость
которых выше микротвердости детали, внедряются в металл под
действием нормальной составляющей ударной силы PN, а тан-
генциальная составляющая Р„ сдвигая зерно, снимает стружку
подобно резцу. Этот вид изнашивания называется абразивным.
190
В случае больших углов встречи сила Pt оказывается недо-
статочной для сдвига частицы, и последняя лишь внедряется в ме-
талл, вызывая в поверхностном слое остаточные деформации
(рис. 117, б). Такие деформации создают не только наклей и упроч-
нение, но и при повторном воздействии вызывают усталостные
разрушения и выкрашивание частиц металла. Этот вид изнаши-
вания называется усталостным.
Рис. 118. Изношенные поверхности бил модели и промышленного образца
дробилки типа ДРС-10X10:
а — внешняя поверхность била имеет царапины и следы вырывов; б — рабочая поверх-
ность била имеет вмятины и следы выкрашивания; / — било модели; // - промышлен-
ный образец; цена деления шкалы I мм
На рис. 118, а, б показаны поверхности бил дробилок с харак-
терными следами абразивного изнашивания внешней поверхности
(рис. 118, а) и усталостного выкрашивания на рабочей поверх-
ности (рис. 118, б). Возможны и другие комбинации того и дру-
гого вида воздействия, отличающиеся различной степенью пре-
обладания одного из них. Потеря металла детали обусловливает
её износ.
Существует оптимальная величина угла а„, при которой
происходит максимальный износ. Зависимость удельного износа
от угла встречи можно изобразить в виде кривой (рис. 119). На
191
диапазон углов встречи ав' — «Ё, при которых наблюдается наи-
более интенсивный износ, влияют скорость удара и свойства со-
ударяющихся материалов, однако для любых условий, встречаю-
щихся на роторных дробилках, характер зависимости почти оди-
наков. Интенсивность изнашивания зависит также от числа воз-
действий абразивных частиц, скорости соударения, силы удара и
особенно от абразивности дробимого материала, т. е. от совокуп-
ности свойств, к которым относятся микротвердость отдельных
частиц, их величина и форма кромок, прочность связующей ос-
новы, процентное содержание твердых частиц, превышающих
микротвердость металла рабочего органа, и многие другие.
Рис. 119. Зависимость удельного износа в
относительных единицах от угла встречи
Рис. 120. Углы встречи повер-
хностей била с кусками дроби-
мой породы
Детали в роторной дробилке подвергаются различному воздей-
ствию абразивного материала и имеют неодинаковый удельный
износ. Больше всего изнашиваются била ротора. Они восприни-
мают удары наиболее крупных кусков, а значит, и наибольшие
силы воздействия. Почти все куски, поступившие в дробилку,
соприкасаются с билами и при этом неоднократно. Поверхности
соприкосновения имеют ограниченные размеры, что обусловли-
вает высокую интенсивность воздействий. Углы встречи частиц
с рабочей поверхностью AD (рис. 120) близки к 90°, а с внешней
поверхностью ВС — к нулю. Поэтому переходная часть между
этими поверхностями (участок CD) всегда имеет оптимальный
угол встречи аЁ — «Ё- Эта часть наиболее интенсивно изнаши-
вается и, опережая в износе другие прилегающие поверхности,
изменяет их наклон к линии полета кусков, приближая угол
встречи к оптимальному. Все эти условия способствуют наиболее
высокому удельному износу бил, превышающему на порядок
и выше удельные износы других деталей. При этом следует пом-
нить, что масса бил сравнительно мала.
Менее интенсивно, чем била, изнашиваются поверхности отра-
жательных органов. Они воспринимают ударные нагрузки не-
сколько меньшей силы, чем первые, и распределяются эти силы
на большей поверхности. Значительная часть этой поверхности
воспринимает ударные силы под углами встречи, приближающи-
192
Мйся к 90и и не являющимися оптимальными по износу. Масса
отражательных органов намного превышает массу бил. Все эти
факторы увеличивают сроки службы по сравнению с билами.
Боковые стенки корпуса дробилки, обычно защищаемые футе-
ровкой, подвергаются воздействию лишь небольшой части кус-
ков, поступающих в дробилку. Углы встречи частиц прибли-
жаются к нулю и в большинстве своем меньше оптимальных,
в силу чего и нормальные нагрузки невелики. Рабочая поверх-
ность и масса футеровки также значительны, и поэтому интенсив-
ность изнашивания их меньше, чем поверхностей плит. Исключе-
нием является часть поверхности боковых стенок, находящаяся
в рабочей зоне ротора, не имеющего торцовых дисков. В таких
дробилках частицы материала, попадая в зазор между торцо-
вой поверхностью била и боковой стенкой, интенсивно изнаши-
вают ее по кольцевой поверхности.
Итак, наиболее важной проблемой, особенно при дроблении
высокоабразивных горных пород, является сокращение удель-
ного износа бил и снижение расходов по их восстановлению. Эта
проблема обостряется еще и тем, что помимо высоких расходов
на била их замена вызывает простои оборудования. Поэтому ис-
следования в области износа деталей роторных дробилок главным
образом касались бил.
2.	ИССЛЕДОВАНИЯ В ОБЛАСТИ ИЗНАШИВАНИЯ БИЛ
На базе исследований, проведенных во ВНИИСтройдормаше,
разработаны методика и прибор для определения показателей из-
носостойкости материала бил роторных и молотковых дробилок
ударного действия, а также показателя абразивности горных
пород в условиях работы бил.
Прибор (рис. 121) представляет собой модель трехкамерной
однороторной дробилки с двухбильным ротором 3, имеющим диа-
метр £)р = 250 мм и длину Lp = 50 мм, насаженным на кониче-
ский вал 2. Четыре била-образца 4 (рис. 121, 122), вставляемые в
корпус ротора попарно с каждой стороны, закрепляются клиньями
и могут быть легко сняты для взвешивания. Ротор имеет торцо-
вые диски диаметром 250 мм, позволяющие устанавливать концы
бил-образцов на одинаковом расстоянии от центра вращения,
выравнивая их по внешней окружности дисков. Форма отражатель-
ных поверхностей плит 1 подобна форме плит промышленных дро-
билок отечественного производства типа ДРС по ГОСТу 12376—71.
Ширина выходных щелей s = 10 ± 0,5 мм. У модели имеются два
бункера: верхний 9, снабженный шибером 8, служащий для ис-
ходного абразивного материала, и нижний 5 для продукта дроб-
ления. Через ременную передачу 7 ротор приводится во вращение
двухскоростным электродвигателем 6, обеспечивающим две окруж-
ные скорости ротора — 30 и 60 м/с. Показатели абразивности и
износостойкости определяются на этих двух скоростях.
13 В. А. Бауман
193
При испытании в бункер насыпается Г кг абразивного мате-
риала, рассеянного на ситах с круглыми отверстиями размером 10;
15 и 20 мм на фракции 10—15 и 15—20 мм и смешанного в равных
долях по массе. При этом шибер бункера закрыт. Била-образцы,
предварительно изношенные до образования следов износа по
всей внешней поверхности,
рис. 122, взвешиваются на
0,2 мг и устанавливаются
как показано штриховой линией на
аналитических весах с точностью до
ротор. Включается электродвига-
тель, и абразивный мате-
риал при быстром открыва-
нии шибера высыпается в
камеру дробления, чем до-
стигается стабильность ее
заполнения в отдельных
на
2
5-lOt
3
Рис. 121. Схема прибора для испытания из-
носостойкости материала бил и абразивности
разгружаемых материалов в дробилках
ударного действия
испытания абразивности и из-
носостойкости
опытах. По окончании дробления била образцы вынимаются, очи-
щаются от пыли и взвешиваются. Испытания проводятся 3 раза
на скорости 30 м/с и 2 раза на скорости 60 м/с. Для каждого
режима испытаний выводится среднее арифметическое значение
определяемого показателя.
Для получения показателя абразивности горной породы эта-
лоном служат била-образцы, изготовленные из стали марки 45
по ГОСТу 1050—60, термически обработанные до твердости 28—•
32 HRC. Показателями абразивности являются удельные износы
нетто в г/т, обозначаемые И80 и Ив0, т. е. при окружных скоростях
ротора соответственно 30 и 60 м/с:
Я3о(Иво) = 4^>
где Ag— суммарный износ четырех бил-образцов в мг; G— ко-
личество передробленного абразивного материала за один опыт
в кг.
194
При малой абразивности через модель пропускают несколько
порций материала по 1 кг, так, чтобы износ каждого била образца
был не менее 25 мг. Если требуется пропустить около 100 кг, то
для ускорения испытаний можно загрузить в бункер порции по 5
или по 10 кг, пропуская их одновременно. В таких случаях пока-
затели И30 и Ив0 следует умножить соответственно на поправоч-
ные коэффициенты 1,5 (при порции 5 кг) и 1,6 (при порции 10 кг),
так как удельный износ снижается при увеличении массы пор-
ции.
Для получения показателя износостойкости материала бил
образцы изготовляют из испытываемого материала, а в качестве
эталона используют гранит, показатели абразивности которого
И30 = 280 г/т и Ив0 = 900 г/т. Но так как граниты даже одного
месторождения могут различаться по абразивности, то перед
испытаниями предварительно определяют действительные их по-
казатели (И30э и И60э) и затем, при вычислении, вносят поправку.
Показатели износостойкости для соответствующих скоростей ро-
тора, обозначаемые С30 и Св0, в кг/г определяются так:
р ___ э . р _______ G/Zeo э
— Д§.280 ’	80 — Ag900 '
Описанная методика рекомендуется Комитетом Стандартов
(см. приложение к ГОСТу 12375—70). В ней строго регламенти-
рованы требования к материалу, билам-образцам и точности вы-
полнения режимов испытаний, обеспечивающих получение пока-
зателей с точностью ±7,5%. По данной методике были определены
показатели абразивности различных горных пород и предложена
классификация их по категориям абразивности в условиях ра-
боты бил дробилок ударного действия. Предлагается 5 классов
и 11 категорий абразивности, отличающихся каждая двухкрат-
ным увеличением от соседней низшей категории (см. табл. 18).
Были исследованы также износостойкости некоторых сплавов.।
Результаты исследований ВНИИСтройдормаша (табл. 19) пока-
зывают, что значительно увеличить износостойкость по сравнению
с широкоприменяемойдля рабочих органов дробилок сталью аусте-
нитного класса 110Г13Л, имеющей показатели износостойкости
С30 = 5 кг/г и Св0 — 1,7 кг/г, весьма трудно. Эта трудность обу-
словливается противоречивыми требованиями: увеличением твер-
дости для повышения износостойкости и повышением ударной
вязкости, в то время как ударная вязкость и твердость связаны
между собой обратной зависимостью.
Прибор для исследования износостойкости был использован
также для изучения влияния некоторых конструктивных факто-
ров, параметров и режимов дробления с целью получения зави-
симостей, которые можно применить при расчетах.
Исследованиями, проведенными во ВНИИСтройдормаше,
а также другими авторами, установлена степенная зависимость
13*	195
Таблица 18
Категории абразивности горных пород по классификации,
предложенной ВНИИСтройдормашем
Класс	Катего- рия	Показатели абразивности в г/т		Горные породы и материалы
			И ВО	
Неабра- зивные	0	Менее 1	Менее 4	—
Малоабра- зивные	I	1—2	4-8	Очень малоабразивные из- вестняки, сланцы, ар- гиллиты, алевролиты Малоабразивные известня- ки
	II	2—4	8—16	
	III	4—8	16—32	Известняки ниже средней абразивности, мрамор
Средней абразив- ности	IV	8—16	32—65	Кирпич красный, кирпич силикатный, известняки средней абразивности, слабые песчаники
	V	16—32	65—130	Известняки выше средней абразивности, песчаники средней абразивности
-	VI	32—65	130—250	Известняки высокой абра- зивности, песчаники вы- ше средней абразивности, железные руды малой абразивности
Высокой абразив- ности	VII	65—130	250—500	Известняки очень высокой абразивности, руды сред- ней абразивности, ба- зальт
	VIII	130—250	500—1000	Граниты, прочные песча- ники, руды прочные
	IX	250—500	1000—2000	Граниты, прочные песча- ники, кварциты, гравий изверженных пород, ру- ды
Очень высокой абразив- ности	X	Более 500	Более 2000	Очень прочные руды, квар- циты, шлаки конвертер- н ые, электропечные
196
Таблица 19
Износостойкость некоторых углеродистых сплавов
в условиях работы бил роторных дробилок
Марка стали	Твердость		Ударная вязкость в кгс-м	Показатели износо- стойкости в кг/г	
	нас	НВ		с30	.CflO
45, ГОСТ 1050 . . . .	28—32			9,0	3,6	1,1
110Г13Л, ГОСТ 2176—67	—	180—220	12,50	5,1	1,8
40ХНМЛ .			—	330—340	1,25	4,2	1,4
80ГМЛ		39	—	0,38	6,2	2,2
80ХЗМЛ		32	—	2,80	4,0	1,6
100Х15Г2Л		—	260—280	0,38	5,5	1,8
100Х15Г2Л		—	370—380	0,25	5,9	2,1
80 X ГМ Л		50	550	0,44	6,3	2,3
70ХНВ.Т		47	—	0,22	6,5	2,0
120Г12Х6Л		—	—	0,44	5,2	1,7
110Г13ТЛ 		—	—	—.	5,3	1,9
110Г13ТЮЛ 		—	—	—	6,0	2,2
110Г13ТЮЧЛ . . . .	—	-—	0,65	5,8	1,8
110Г13Х2ТЛ		—	—	20,0—22,0	6,0	2,0
110Г13ХМТЛ		—	—	20,0—25,0	6,2	2,1
удельного износа нетто от окружной скорости ротора в интервале
скоростей, характерных для промышленных дробилок,
ин = /Сг?р,
(8.5)
где К — коэффициент пропорциональности и п—показатель
степени зависят от материала бил и дробимой породы.
Так как показатели абразивности определялись при двух ок-
ружных скоростях 30 и 60 м/с, то, зная отношение Иео: И30,
можно определить показатель степени по формуле
1g-.^со-
» = —ir“- =		М
Для всех исследованных гранитов и других изверженных
пород VII—IX категорий абразивности п = 1,5-к1,8. Для из-
вестняков он составляет 1,6—2,4. Различие в величине показа-
теля степени для разных материалов показывает неодинаковое
влияние окружной скорости на удельный износ бил.
По мере изнашивания головки била изменяется ее форма, что
влечет за собой изменение и удельного износа. При этом сохра-
няется следующая закономерность. В начале изнашивания, когда
передняя кромка била заострена, наблюдается интенсивный из-
нос, обусловленный высокими удельными нагрузками на кромку
била. К моменту, соответствующему точке А (рис. 123, а), удель-
ный износ несколько снижается, далее, по мере увеличения раз-
197
мера b изношенной внешней поверхности била, снова увели-
чивается приблизительно пропорционально этой величине
(рис. 123, б). Аналогичная закономерность наблюдается и в ус-
ловиях эксплуатации.
Исследование влияния числа бил на удельный износ показы-
вает, что между этими величинами существует линейная зависи-
мость, которую можно в отно-
сительных единицах предста-
вить следующими данными:
Число бил г . . . .	2	3
Относительный удель-
ный износ иг . . . 1,0	1,3
Число бил г .... 4 6 8
Относительный удель-
ный износ иг . . . 1,5 2,0 2,5
Анализ влияния ширины
внешней поверхности била
и числа бил на удельный из-
нос дает основание утверж-
дать, что суммарное увели-
чение площади внешних по-
верхностей бил как в ре-
зультате увеличения ши-
рины внешней поверхности
била, так и за счет их чи-
сла пропорционально повы-
шает удельный износ бил.
Это явление объясняется
тем, что с увеличением внеш-
Рис. 123. Изменение формы головки би- ней поверхности бил работа
ла — образца (а) по мере износа и соот- а ~	Л
ветствующий удельный износ (б); Ь - Дробления не возрастает,
размер изношенной головки била удлиняется лишь путь СКоль-
жения абразивных частиц
по головкам бил, что при-
водит к повышению удельного износа. Поэтому нужно стремиться
делать била минимальной толщины, допускаемой его прочностью.
Существенное снижение удельного износа бил (приблизительно
в 1,5—3 раза) может быть обеспечено, если ударную кромку била
поддерживать закругленной путем своевременного применения
электронаплавки ее износостойкими сплавами и выдерживать
оптимальный радиус закругления г 0,01Dp так, чтобы все
остальные точки внешней поверхности била не выступали за
окружность, описываемую точкой А била (см. рис. 123, а). При
определении удельного износа нетто в производственных условиях
при кратковременных экспериментах нужно учитывать влияние
формы головки била на износ.
Исследования влияния средней величины кусков D загружае-
мого материала в пределах крупности 0,03	6	0,22, где
198
6 —	, показали, что между удельным износом бил и размё-
ир
рами кусков существует почти прямая пропорциональность:
«о Кб,
где /< — коэффициент пропорциональности.
При изменении ширины выходных щелей (если ьц = s2 = s3)
удельный износ бил изменяется по гиперболическому закону:
ме = 1 ф- -°’&°7 в интервале 0,016 ==£ е<0,05;
ие — 0,067 г °''у7' в интервале 0,05 «с е 0,22,
где е* -
'-Л>
относительный размер выходных щелей, выражен-
ный в долях диаметра ротора.
Степень заполнения первой камеры дробления, определяемая
коэффициентом использования максимальной производитель-
ности /<Q (см. § 2, гл. III), также влияет на удельный износ бил.
Минимальный износ соответствует наибольшему заполнению ка-
меры == 1). Если принять этот износ за единицу, то для дру-
гих значений удельный износ выразится следующими цифрами:
Коэффициент использования
максимальной производи-
тельности Kq............... 1	0,8
Относительный удельный из-
нос бил UQ................. 1	1,1
0,6	0,5	0,4	0,25	0,15	0,1
1,13	1,15	1,2	1,3	1,5	1,75
Все исследованные факторы, увеличивающие удельный из-
нос бил, одновременно повышают и степень дробления или вели-
чину удельной, вновь образованной поверхности, которая харак-
теризуется показателем вновь образованной поверхности. Для
выяснения зависимости удельного износа бил от величины ЛЕ
во ВНИИСтройдормаше проводились исследования, при которых
вновь образованная поверхность изменялась различными сред-
ствами: изменением окружной скорости бил ротора, ширины вы-
ходных щелей, степени заполнения камеры дробления, крупности
загружаемых кусков и числа бил. Результаты исследований по-
казали степенную зависимость (рис. 124, 127) вида
uF = КДЕЦ,
(8.7)
где р, — показатель степени, зависящий от свойств дробимого
материала.
199
Опыты показали, что для исследованных горных пород вели-
чина р составляет 0,6—1,6. Она может быть подсчитана по фор-
муле
lg Я|!°-
g Я30
1g
/30
если при определении показателей абразивности по описан-
ной выше методике вычислены показатели степени дробления /60
Рис. 124. Зависимость удельного из-
носа бил-образцов от степени дробле-
ния по данным ВНИИСтройдормаша
Рис. 125. Профиль изношенной
головки била:
а — приближенный способ построения;
б — профиль била дробилки СМД-86, ра-
ботавшей прн Dp = 26,8 м/с иа дроблении
известняка Ковровского месторождения
и /30 соответственно на окружных скоростях 60 и 30 м/с (/бодзО) =
~ г’бо/(зо) — 1 при соответствующей скорости).
Для определения коэффициента использования материала бил
представляют практический интерес данные для построения про-
филя изношенного била. Формирование этого профиля подчи-
няется определенным закономерностям, что позволяет его зара-
нее спроектировать. Модельные исследования формы износа
головки била-образца показывают, что кривые наружного про-
филя у бил дробилок разных размеров приблизительно сохра-
няют подобие при одинаковых условиях изнашивания. Можно
принять, что у бил, имеющих износостойкость С3() - 5 кг/г
и Св0 = 1,7 кг/г (била из стали марки 110Г13Л по ГОСТу 2176—
67), при дроблении материала IV—V категорий абразивности
(табл. 18) и окружной скорости 30 м/с профиль изношенной го-
ловки очерчивается кривой, радиус кривизны которой умень-
шается от задней кромки била примерно от rY = 1,5b до г2 =
200
= 0,656 (рис. 125, а). Упрощенно головку можно описать двумя
дугами, что близко соответствует профилю изношенного била
промышленных дробилок (рис. 125, б).
При работе на скоростях более 30 м/с радиус увеличивается,
а радиус г2 уменьшается и головка била приобретает более поло-
гую форму, как показано на рис. 125, а штриховой линией. Ли-
нейный износ по высоте била lh, измеренный в середине ширины
внешней поверхности, в 5 раз превышает линейный износ по тол-
щине 1Ь, измеренный в средней части высоты била, оставшейся
после износа. Величина допустимого износа по высоте била за-
висит от требований к качеству продукта, а также от начальной
высоты била, но в среднем она может составлять 30—40% на-
чальной высоты била.
3.	РАСЧЕТ СРОКА СЛУЖБЫ БИЛ
Для определения срока службы бил по формулам (8.3) или
(8.4) необходимо знать массу комплекта бил g в г, коэффициент
использования материала бил Дис, среднюю эксплуатационную
производительность Q и удельный износ бил нетто мн.
Масса бил обычно указывается в технической документации,
прилагаемой к дробилке заводом-изготовителем. Так как кон-
струкция бил может изменяться, эти сведения следует получать
для конкретной машины непосредственно от завода-изготовителя.
Коэффициент использования материала бил необходимо опре-
делять путем построения профиля нового била по его чертежу
и наложения на него профиля изношенного била, построенного
на основе рекомендаций, изложенных в § 2, гл. VIII.
Средняя эксплуатационная производительность принимается
по плановой месячной или годовой производительности, прихо-
дящейся на дробилку с учетом циркуляционной нагрузки, если
дробилка работает в замкнутом цикле с грохотом. Если при пла-
новой производительности на дроблении высокоабразивных ма-
териалов срок службы окажется менее недели, то придется оста-
навливать дробилку среди рабочей недели. В таких случаях мо-
жет оказаться экономически оправданным уменьшить произво-
дительность, приходящуюся на одну дробилку, и увеличить
их количество или выбрать дробилку большего размера.
Более сложной задачей является правильное определение
удельного износа нетто ин. Пока нет достаточных данных для
расчета износа нетто по объективным показателям, предлагаются
два метода сравнения с износом на однотипной дробилке того же
размера, работающей на дроблении материала с показателями
абразивности И& и Иво при окружной скорости Vp, выходной
щели первой камеры дробления е', средней крупности кусков
загружаемого материала 6' на билах с показателями износостой-
кости материала С30 и Сео при коэффициенте использования
максимальной производительности Кд.
201
Здесь и далее знак' относится к величине, характеризующей
дробилку и условия ее работы, принятой для сравнения.
По первому методу удельный износ в г/т на новой дробилке
можно определить, если известны условия ее работы, характери-
зуемые показателями Я30 и Ив0, С30 и Св0, и , е, 6 и KQ;
В этой формуле поправочные коэффициенты определяются
следующими выражениями.
Коэффициент абразивности
при Vp = 20ч-40 м/с
И 30
^30
при v'p = 40н-80 м/с
"60
Значения Я30 и Ив0 приведены в табл. 20.
Коэффициент износостойкости
при v'p = 20н-40 м/с
при Vp = 40-3-80 м/с
Кс=-^-
С60
Коэффициент окружной скорости
kv =
где п—показатель степени, определяемый формулой (8.6) или
по табл. 20.
Коэффициент выходной щели
при е = 0,016н-0,05

1 + ^
е
. . 0,07 ’
1 4-----г—
е
при е = 0,05-4-0,22

0,067 -с -2J1L
8
0,067 +
8
202
Таблица 20
Показатели абразивности горных пород и материалов
при работе бил дробилок ударного действия (по методике ВНИИСтройдормаша)
Горная порода, материал и месторождение	Категория абразивно- сти	Показатели абразивности в г/т		Показатели степени	
			И.,,	п **	и **
Известняк карьера Падисе Паэмур- руд, Эстонская ССР	I—II	2,5	7,2	1,5	0,8
Турдейского к-ра,Туль- ская обл		VII	100,0	390	2,0		
То же		IV	16,0	51	1,7	—
Ковровского к-ра, Вла- димирская обл. . . .	IV-V	8—16,0	32—86	2,4	0,9—1,0
Утесовского к- ра, Перм- ская обл		V	27,0	81 *	2,0		
Туровского к-ра, Туль- ская обл		I	1,4	4,6 *	1,7		
Пятовского к-ра, Ка- лужская обл. . . .	I—II	1,9°	7,6	2,0	1,0
Воркутинского к-ра, Коми АССР		III	5°	20	2,0		
Хомяковского к-ра, Тульская обл. . . .	III	5,4°	22 *	2,0	—
Алексинского к-ра, Тульская обл. . . .	II	2,3	8,8 *	1,9	—
карьера Вяо, Эстонская ССР		III	4,2	17	2,0	1,0
Мрамор 		III	4,5	18 *	2,0	—
Алевролит	Красно- бродского к-ра, Кеме- ровская обл		I	1,7	6,7	2,0		
Бочатского к-ра, Ке- меровская обл. . . .	I—V	2-23	10-71	2,4—1,6	1,4
Аргиллит Бочатского к-ра, Кемеровская обл. Алевролит, аргиллит и песчаник Красноброд- ского к-ра, Кемеров- ская обл.		II	4	14	1,8	1,0
	I	1,9	7,5	2,0	—
Песчаник Краснобродского к-ра, Кемеровская обл. . .	II	3,5	14	2,0	
Бочатского к-ра, Ке- меровская обл. . . .	I—V	2—39	6—128	1,7	1,0
Олевского к-ра, Жито- мирская обл		IX	330	1040	1,7	0,7
Шифер		I	1,5	6 *	2,0	—
Базальт Берестовского к-ра, Ровенская обл.	VII	71	290 *	2,0	—
203
Продолжение табл. 20
Горная порода, материал и месторождение	Категория абразивно- сти	Показатели абразивности в г/т		Показатели степени	
		И3„	И,„	п **	ц **
Диорит Томашевского к-ра, Ро- венская обл		VIII	250	850 *	1,7	
Щученского к-ра, Кок- четавская обл. . . .	VIII—IX	270	890 *	1,7	—
Кварцит Толкачевского к-ра, Житомирская обл. . .	IX	450	1520 *	1,8	
Первомайского к-ра, Житомирская обл. . .	IX	460	1520	1,7	0,9
Сиенит Клесовского к-ра, Ровенская обл. лабрадорит Головин- ского к-ра, Жито- мирская обл		VIII—IX	340	980	1,5	0,7
	VIII—IX	280	730	1,4	0,7
Гравий ст. Академическая Октябрьской ж. д. . .	VIII	230	740	1,7	1,3
Окского к-ра, Москов- ская обл		VIII	200	640 *	1,7		
Вяземского к-ра, Смо- ленская обл		IX	340	1140	1,8	1,4
Икшанского к-ра, Мо- сковская обл		IX	330	1020	1,6	—
Дракинского к-ра, Мо- сковская обл		IX	450	1400	1,6	1,4
Гранит Шарташского к-ра, Свердловская обл. . .	VII—VIII	150	450	1,6	1,4
к-ра «Червонный гра- нит», Житомирская обл		VIII	230	810	1,8	1,0
Норинского к-ра, Жи- томирская обл. . . .	VIII—IX	280	920	1,7	0,9
Запорожского к-ра, За- порожская обл. . . .	VIII—IX	300	920	1,6	—
Овручского к-ра, Жи- томирская обл. . . .	IX	350	1070	1,6	—
Щученского к-ра, Кок- четавская обл. . . .	VIII—IX	270	890 *	1,8	—
Коростеньского к-ра, Житомирская обл. . .	IX	340	1070	1,7	0,8
Питкярантского к-ра, Карельская АССР . .	VIII	240	780	1,7	0,7
Прудянского к-ра, Ле- нинградская обл. . .	VIII—IX	300	900	1,6	1,0
Продолжение табл. 20
Горная порода, материал и месторождение	Категория абразивно- сти	Показатели абразивности в г/т		Показатели степени	
		Из»	Изо	п**	ц **
Клесовского к-ра, Ро- венская .обл		IX	420	1300	1,6	0,6
Игнатпольского к-ра, Житомирская обл. . .	VIII—IX	290	880	1,6	0,7
Передаточинского к-ра, Запорожская обл. . .	IX	360	1090	1,6	0,8
Пенизевичского к-ра, Житомирская обл. . .	VIII	240	740 *	1,6	—
Кирпич красный		IV	16	50	1,7	0,8
силикатный • • •	IV	15	67 *	2,2	—
Железная руда Камыш-Бурун, Керчен- ская обл		II	2,5	10 *	2,0	
Рудника «Даривети» треста «Чиатурмарга- нец»		VI	40	155 *	2,0	
Рудника «Ихтвили» тре- ста «Чиатурмарганец»	VII	95	370 *	2,0		
Качканарского р-па, Кривой рог		VIII—IX	270	990	1,9	1,1
Ингулецкого р-на, Свердловская обл. . .	IX	420	1400	1,7		
Стойленского к-ра, Курской магнитной аномалии 		VII—VIII	140	420 *	1,6	0,7
Михайловского к-ра Курской магнитной аномалии 		IX	. 355	1190 *	1,7	
Лебединского к-ра Кур- ской магнитной ано- малии 		VI	55	215 *	2,0	
Южного горно-обогати- тельного комбината, Кривой Рог ....	IX—X	560	1940 *	1,8	—
Рудника управления им. Калинина треста «Чиатурмарганец»	VI	56	170 *	1,6		
Железо-марганцевая руда г. Марганец Никополь- ской обл		VI	57	210 *	1,9	
Формовочная земля го- релая 		V	27	70	1,4	—
Роговик оолитового сло- жения Сорбайского рудника, горизонт +60		IX—X	540	1850	2,0	—
204
205
Продолжений табл. 20
Горная порода, материал и месторождение	Категория абразивно-	Показатели абразивности в г/т		Показатели степени	
	сти			п **	ц **
Магнетит железоруд- ный Сорбайского руд- ника, горизонт +40 Шлак конверторный Ново- липецкого метал- лургического за- вода 	 электропечной Ново- липецкого метал- лургического за- вода 	 ферросилиция заво- да ферросплавов им. 50-летия Ок- тябрьской рево- люции, г. Актю- бинск 	 Примечание. Пока * По данным Выкс I	** Показатели степе	IX X IX—X IX затель #30 oi унского заво/ ни и в форму	360 580 530 390 пределен пр ia дробилы ле (8.5) и	1290 2130 1890 1350 нблизитель 4о-размолы- ц в форму	1,8 1,6 1,8 1,8 но (Изо = ого обору^ ле (8.7).	Иео'. 4). ования»
Коэффициент крупности кусков загружаемого материала
, _ 8
•
Коэффициент плотности заполнения камеры дробления
к _
КО —	~ •
UQ
Значения uQ и Uq приведены на стр. 199 в зависимости от коэф-
фициентов использования максимальной производительности KQ
и Kq.
Точность расчета по приведенным формулам тем выше, чем
ближе значение поправочных коэффициентов к единице.
Второй метод определения удельного износа применим, когда
неизвестны режимы дробления на сопоставляемых дробилках,
но имеются данные о степенях дробления i' и г. В этом случае
удельный износ
и и Гм ’
где /гдр, k'№ — коэффициенты дробимости.
206
Отношение /гЛР/1г’№ может быть заменено отношением средне-
взвешенных размеров зерен продукта дробления dZB/d'CB, получен-
ных на приборе для испытания абразивности горных пород.
При сравнении дробилок разных типоразмеров величина цн
может определяться по приведенным формулам весьма прибли-
женно. При этом следует учитывать, что с увеличением ширины
внешней поверхности бил и их условного числа при одинаковых
диаметрах роторов удельный износ увеличивается приблизительно
пропорционально ширине внешней поверхности и величинам иг,
приведенным на стр. 198.
Удельный износ при дроблении сильно увлажненных материа-
лов (содержание воды в которых превышает 20%) приблизительно
на 30% выше, чем сухих с теми же показателями абразивности.
Сравнение удельных износов, полученных без учета условий
дробления и особенно абразивности дробимых материалов, мо-
жет привести к неправильным выводам. Поэтому, чтобы избежать
грубых ошибок при определении сроков службы бил, следует
большое внимание уделять правильности определения износа
нетто по показателям абразивности, достоверность вычисления
которых часто зависит от представительности отобранных проб.
Это замечание особенно относится к горным породам осадочного
происхождения, нередко дающим значительный разброс показате-
лей. Так, например, для отдельных разновидностей известняка
Ковровского карьера показатель абразивности И30 = 2-ь20 г/т,
что свидетельствует о необходимости учитывать долю каждой
разновидности в общей массе дробимого материала и определять
средневзвешенные значения по формуле
И = Ищ + H2w2 4- H3w3 4~  • т Иnwn,
где И1г И2, Я3, Ип—показатели абразивности каждой петрографи-
ческой разновидности; wlt w2, ws, wn — количество каждой раз-
новидности в общей массе, выраженное в долях единицы, так что
w 1 4~ w 2 + щ з 4-... 4- wn = 1.
Расходы по износу бил в руб. на 1 т продукта дробления опре-
деляются формулой
Р = ибЦ,
где Ц — стоимость била, отнесенная к единице его массы, в руб/г.
Так как удельный износ брутто иб в г/т зависит от коэффи-
циента использования материала бил (w6 = : Кис), то расходы
по износу в значительной степени зависят от конструкции бил,
которая должна допускать наибольший коэффициент использо-
вания. Практически для бил с одной рабочей поверхностью
Кис = 0,25-ь 0,5. По данным фирмы Hazemag била выдвижной
конструкции с двумя рабочими поверхностями, установленные
на дробилках типа АРК (см. рис. 86), имеют Кис = 0,8. Предпо-
лагается, что била отечественной конструкции с двумя рабочими
207
поверхностями (см. рис. 68) могут иметь Кис = 0,5. Для дроби-
лок крупного дробления такой коэффициент является трудно-
достижимым. Более высокие коэффициенты использования воз-
можны на дробилках среднего и мелкого дробления, так как мень-
шие ударные нагрузки на дробилках этих типов позволяют при-
менять двух- и четырехсторонние била реверсивной и выдвижной
конструкции. При оценке конструкции бил по коэффициенту
использования следует учитывать, что не всегда больший коэф-
фициент соответствует меньшей стоимости износа, так как в не-
которых случаях, например, если повысить коэффициент исполь-
зования в результате увеличения толщины головки била, то по-
высится также и удельный износ нетто. При этом расходы по
износу могут и увеличиться.
4.	ЭКСПЛУАТАЦИОННЫЕ ДАННЫЕ ПО ИЗНОСУ ДЕТАЛЕЙ
ДРОБИЛОК
Для создания эффективной дробилки и эксплуатации важно
знать особенности износа ее рабочих органов, влияние износа
на показатели процесса дробления и работоспособность машины,
а также располагать данными о сроках службы, деталей и мето-
дах их восстановления. Износ рабочих органов существенно из-
меняет показатели работы роторных дробилок. Основными дета-
лями, подвергающимися изнашиванию, являются била ротора,
ротор, отражательные плиты и колосниковая решетка.
Била ротора. На рис. 126 показаны результаты опытов по
дроблению гранита Передаточнинского карьера (г. Запорожье)
на роторной дробилке модели СМ-624.
Кривая / удельного износа бил нетто показывает увеличение
удельного износа по мере возрастания общего износа бил. Била
данной конструкции в конце срока службы имеют в 5 раз больший
удельный износ, чем вначале, причем удельный износ повышается
примерно пропорционально увеличению поверхности, касающейся
окружности ротора. Приведенное соотношение удельных изно-
сов в начале и конце изнашивания характерно для выпускаемых
ранее конструкций бил с утолщенной рабочей частью била. Для
бил новой конструкции с уменьшенной толщиной головки отно-
шение наибольшего и наименьшего удельного износа меньше и
зависит от толщины била (см. § 2, гл. VIII).
Кривая // на рис. 126 показывает изменение степени дробле-
ния в зависимости от состояния била при неизменном положении
отражательных органов (щель в опытах не регулировалась).
Уменьшение ширины щели по мере износа бил позволяет поддер-
живать неизменной степень дробления. При работе дробилок
в замкнутом цикле с увеличением износа бил возрастает цирку-
ляционная нагрузка, которая может увеличиться до 200%.
На рис. 127, а схематично изображен износ била в попереч-
ном сечении дробилки модели С-643, эксплуатируемой на различ-
208
ных предприятиях. Коэффициент использования металла бил
данной конструкции составляет всего 25%. Характер изношен-
ного профиля бил указывает на нецелесообразность утолщать
головку.
Равномерность износа била по его длине зависит от равномер-
ности распределения исходного материала по длине ротора,. Это
от условий подачи материала в дробилку
распределение зависит
Рис. 126. Влияние степени износа бил на по-
казатели процесса дробления при нерегулиру-
емой ширине выходной щели;
/ — на износ «н; // — на степень дробления (штри-
ховая линия — экстраполирована); 1—5 — стадии
износа
и ее конструкции. В
дробилках первичного
дробления у роторов
без торцовых дисков
била по длине изнаши-
ваются почти равно-
Рис. 127. Контуры рабочих
органов дробилки модели
С-643 после переработки G
количества известняка:
а — било; б — нижняя колос-
никовая решетка, Ковровского
карьера, G == 18 000 м8; 1 —
Обидимского карьера, G =
= 78 000 м3;	2 — Пятовского
карьера, G = 22 000 м3; 3 —
Ковровского карьера, G ==
8000 м3
мерно. В дробилках вторичного дробления, питание которых про-
исходит обычно с ленточных конвейеров, подающих материал
узким потоком, износ несколько больше в средней части била.
Для ротора с торцовыми дисками участки била, прилегающие
к дискам, изнашиваются менее интенсивно. Длина этих участков
невелика. В дробилке модели СМД-75, установленной на Ковров-
ском карьере, эта часть составляет около 15 мм.
Удельные износы бил, установленных на промышленных дро-
билках, приведены в табл. 21.
Ротор. Внешняя поверхность ротора подвергается интенсив-
ному изнашиванию, особенно если дробилки имеют чрезмерно
изношенные била. При этом ввиду значительного снижения вы-
соты бил вероятность соударения дробимого материала с корпу-
14 В. А, Бауман	209
Износ бил отечественных роторных дробилок, изготовленных из стали марки 110Г13Л
ж а <3	к	0,2 0,3 1нец-
	чэ	1,8 10,1 нике Дс
	а=	0,4 3,0 3,7±2,1* 1,4±1,1* пьском руд
Режим работы дробилки	-	2,86 2,83 8,40 | 12,20 1 ^омсомо.
	Q а	600 250 ' 1100 1200 к) на К
	а	18	1	1 I а. ф
	Ж	240 80 120 120 (г. Се
	" к	250 НО 400 400 чермет
	a <j	26,8 30,8 30,0 30,0 ia Мин
Характеристика горной породы		32—86 32—86 1290 420 юго дел
		8—20 8—20 360 140 гом горь
	Месторождение	Ковровский карь- ер 	 Ковровский карь- ер 	 Сарбайский руд- ник 	 Стойленский карь- ер Курской ма- гнитной анома- лии 	 , проведенных Институп
	а О S 7. Я	Известняк 11звестняк Титано-магнети- товая руда (бедная) Железная руда По данным испытаний
|б|		СМД-86 СМД-75 СМД-87 СМД-87 кой обл
210
сом ротора увеличивается в предбильной его части. Последний
и вместе с ней некоторые детали крепления била подвергаются
абразивному истиранию (рис. 128). При изнашивании внешней
поверхности нарушается балансировка ротора и уменьшается
надежность крепления бил.
Торцовая поверхность ротора, если она не защищена торцовыми
дисками, подвержена абразивному изнашиванию вследствие попа-
дания мелких частиц материала между корпусом ротора и корпу-
сом дробилки. Износ торцовой поверхности влечет за собой раз-
рушение деталей крепления бил.
Рис. 128. Износ поверхности корпуса ротора дробилки
модели СМД-75 в предбильной части:
/ — прсдбплЫ1<1Я часть поверхности корпуса ротора; 2 — де-
таль крепления била; .4 — торцовый диск ротора; 4 — било;
штриховой линией показан контур нового била и ротора
Колосниковая решетка и отражательные плиты изнашиваются
менее значительно, чем била. Сравнительные показатели удельного
износа для плит, бил и боковой футеровки приведены в § 2
гл. VIII. На рис. 127 показан износ колосниковой решетки. Как
видно из рисунка, изнашиванию подвержена наиболее близкая
к ротору часть.
Боковая футеровка. В конструкциях дробилок с роторами
без торцовых дисков интенсивному изнашиванию подвергается
боковая футеровка в зоне вращения бил (рис. 129). Наиболее
активно изнашиваются места стыков листов футеровки, сопря-
жений частей корпуса, а также места установки крепежных
болтов. Все эти места имеют незначительные начальные неров-
ности или впадины, которые создают условия для интенсивного
износа.
Футеровка задней и передней стенок корпуса. В роторных
дробилках с колосниковыми решетками продукт дробления с боль-
14*
211
шой скоростью ударяется о заднюю стенку, вызывая абразивное
изнашивание последней. На Турдейском каменном карьере срок
службы задней футеровки в дробилке модели СМ-624 составил
почти 3 года. Срок службы болтов крепления футеровок, изготов-
ленных из стали марки Ст.З, гораздо меньше.
Передние стенки подвергаются интенсивному изнашиванию
в конструкциях с большим углом установки колосников или плит
(например, с углом 150—180° в дробилках моделей СМ-624 и
С-643). В этих конструкциях дробимый материал с колосников
направляется на переднюю стенку. Отражаясь от нее, материал
снова взаимодействует с ротором и передней стенкой. При этом
происходит интенсивное изнашива-
ниевсех деталей. В новых конструк-
циях роторных дробилок перед-
няя стенка отстоит от ротора на
(0,1—0,2) Dp, что уменьшает ее
износ.
Методы восстановления бил.
Восстановление изношенного би-
ла — это не только возвращение
работоспособности детали, но и
поддержание высоких технологи-
ческих показателей машины. При-
бегая к реставрации, учитывают
рентабельность восстановления и
прежде всего эффективность ра-
боты дробилки и всего предпри-
ятия в целом.
Метод наплавки бил приме-
Рис. 129. Износ боковой футе-
ровки дробилки модели СМ-624:
1 — зоны активного износа; 2 — ок*
ружность вращения бил ротора
няется сравнительно редко, в ос-
новном, когда возникают трудности в получении запасных частей.
Представляет интерес метод наплавки бил на Турдейском
каменном карьере, расположенном под г. Тулой, с целью поддер-
жания их в работоспособном состоянии. На этом предприятии
были установлены две дробилки модели С-643 и две дробилки мо-
дели СМ-624 для переработки высокоабразивного (И30 = 32-:-
н-100 г/т) известняка сравнительно невысокой прочности (<гсж =
= 600-4-800 кгс/см2).Для поддержания роторных дробилок в ра-
ботоспособном состоянии после каждых двух смен работы вос-
станавливались била и футеровка. Наплавка производилась элек-
тродами типа ЭН-14Г2Х-30. На наплавку бил и футеровки одной
дробилки расходовалось 5 кг металла. Срок службы постоянно
наплавляемых бил достигал 4—5 месяцев вместо 2—3 недель для
невосстанавливаемых бил.
Наплавка бил вручную — трудоемкий и дорогостоящий про-
цесс.
Для дробилок фирмы Universal разработано устройство, с по-
мощью которого наплавка осуществляется автоматически. Устрой-
212
ство закрепляется внутри камеры дробления над ротором. На*
плавка производится при радиусе закругления рабочей кромки
80 мм. В результате наплавки восстанавливается первоначальное
очертание била под прямым углом между его рабочей и внешней
поверхностями.
По сообщению фирмы такая наплавка обеспечивает равномер-
ный сплав по всему сечению и одинаковую массу бил, что исклю-
чает необходимость в дополнительной балансировке. Для авто-
матической наплавки трехбильного ротора диаметром 1370 мм
модели 5760 требуется всего 4,5 ч (вместо 16 ч при работе вручную).
Глава ix
ЭКСПЛУАТАЦИЯ РОТОРНЫХ ДРОБИЛОК
1.	ТРЕБОВАНИЯ К МОНТАЖУ И ЭКСПЛУАТАЦИИ
Роторные дробилки сравнительно хорошо уравновешены и не
требуют установки тяжелых фундаментов. ГОСТ 12375—70,
а также ГОСТ 12376—71 допускают при холостой обкатке ампли-
туду колебаний корпуса дробилки не укрепленной на фундаменте
до 0,5 мм. Увеличение массы корпуса в результате присоединения
массы фундамента уменьшает амплитуду колебаний. Чтобы умень-
шить при работе амплитуду колебаний дробилки в т раз по сравне-
нию с допустимой для неукрепленной на фундаменте, масса фунда-
мента должна составлять
Л4Ф = Мк (т- 1),
где Л4К — масса дробилки без ротора, равная обычно 0,6 массы
дробилки Л1др.
Допустимая величина колебания фундамента не превышает
0,2 мм при частоте вращения ротора п = 200—400 об/мин и
0,16 мм при «> 400 об/мин. Минимальная масса фундамента
при наименьшем значении амплитуды допустимого колебания
Мф = 0,6Мдр(^-1) = 1,25Л4др.	(9.1)
Это сравнительно небольшая величина. Расчетная масса
фундамента должна определяться на основе норм проектирования
оснований и фундаментов с учетом величины неуравновешенных
сил (см. § 1, гл. VII).
Размеры фундамента выбирают с учетом размещения под дро-
билкой транспортных средств. Под дробилкой чаще всего распо-
лагают конвейер, для обслуживания которого требуется свобод-
ное пространство, в связи с чем фундамент приходится делать вы-
соким и пустотелым. При этом масса его по сравнению с минималь-
ной, вычисленной по формуле (9.1), возрастает.
При проектировании питания дробилки нужно учитывать сле-
дующее. Равномерность питания по ширине приемного отверстия
и по времени обеспечивает максимальную производительность
дробилки и более равномерный по крупности продукт. Поэтому
обычно дробилки крупного дробления, установленные на первой
стадии дробления, имеют питатели. Дробилки среднего и мелкого
дробления, используемые на последующих стадиях, могут при-
214
нимать материал с конвейера при непрерывном технологическом
потоке. Однако неравномерная крупность кусков материала, пода-
ваемого на первую стадию дробления, создает и неравномерную
загрузку конвейера, питающего дробилку второй стадии. Не-
равномерная производительность питания создает и неодинако-
вый по размеру продукт, так как с возрастанием производитель-
ности увеличивается его средняя крупность и наоборот. Поэтому
целесообразно предусматривать промежуточные склады. Такие
склады обеспечивают независимость работы дробилок на всех
стадиях, повышают коэффициент их использования и создают
благоприятные условия для равномерного питания дробилок
в последующих стадиях дробления. При наличии промежуточных
складов необходима установка питателей, дозаторов, создающих
равномерную по производительности загрузку дробилок при вто-
рой и последующих стадиях дробления и максимальный выход
товарных фракций.
Для отсева мелочи, не требующей дробления, перед дробил-
кой рекомендуется устанавливать колосниковые решетки или
виброгрохоты (рис. 130). Это снижает расход энергии на дробле-
ние, повышает срок службы рабочих органов и при дроблении
материалов, склонных к налипанию, уменьшает необходимость
в частых остановках для очистки дробилки.
Приемные лотки между питателем и приемным отверстием
дробилки не должны иметь сужений по ширине, так как они спо-
собствуют образованию сводов и застреванию крупнокускового
материала. Устранять такие своды при работе роторных дробилок
опасно из-за возможности вылета кусков с большой скоростью.
Недопустимо обрушивать свод в течке при остановленной дро-
билке, так как ее нельзя будет пустить, если в камере дробления
остался разрушаемый материал. При проектировании и изготов-
лении приемного лотка перед дробилкой эти обстоятельства не-
обходимо учитывать.
Для предотвращения вылета кусков из приемного отверстия
иногда в дробилке устанавливают цепные шторы (см. рис. 66).
Однако такие шторы, находясь вблизи вращающегося ротора,
чрезвычайно недолговечны и не гарантируют безопасности работ.
Поэтому независимо от наличия цепных штор в дробилке дополни-
тельные приемные лотки должны выполняться закрытыми сверху
и у места схода материала с питателя или конвейера иметь лови-
тель в виде коробки (рис. 131). Последние используются и как
укрытие для отсоса пылевого потока, выбрасываемого из дробилки
через приемное отверстие. Место входа материала в коробку-ло-
витель должно иметь штору, выполненную из полос транспортер-
ных лент, которая не только бы уменьшала подсос воздуха в аспи-
рационную систему, но и предотвращала вылет кусков.
Отечественные роторные дробилки поставляются обычно с го-
товым фланцем (см. рис. 80), к которому на месте установки при-
варивают дополнительный лоток с коробкой-ловителем.
215
Рис. 130. Установка роторной дробилки крупного дробления;
приемный бункер; 2 — пластинчатый питатель; 3 — приемная коробка — ловитель; J4 — виброгрохот; 5 — роторная дробилка;
разгрузочная воронка; 7 — аспирационное укрытие конвейера продукта дробления; 8 — воздухопровод к системе аспирации;
9 — конвейер продукта дробления
216
Для удобства регулярной уборки пыли пол около дробилки
делают ровным. Для укладки запасных бил и крепежных деталей
при их замене предусматривают достаточное пространство. Дро-
билки отечественной конструкции имеют била, масса которых
превышает 30 кг; чтобы облегчить подъем и установку бил, а также
открывание корпуса, дробилки снабжаются специальными устрой-
ствами. В этом случае дополнительных подъемных средств для
текущего обслуживания дробилки не требуется.
При проектировании путей
необходимо учитывать сле-
дующее.
Куски продукта выбра-
сываются из дробилки с вы-
сокими скоростями (20—
60 м/с). Если модальное на-
правление потока продукта
не имеет препятствий в виде
специальных плит (см. рис.
74), то удары кусков по
транспортерной ленте бы-
стро приводят ее в негод-
ность. Кроме того, значи-
тельные скорости потока
создают дополнительный воз-
душный поток в результате
эжекции, что требует неже-
лательного увеличения мощ-
ности аспирационных систем.
Для устранения этих недо-
статков используют различ-
ные средства. Так, на пути
для разгрузки продукта дробления
Рис. 131. Установка коробки-ловителя:
1 — коробка-довитель; 2 — фланец коробки-
ловителя, поставляемый с дробилкой; 3 —
штора из полос транспортерных лент; 4 —
цепная штора из двойного ряда цепей
потока продукта дробления уста-
навливают перегородки, снижающие скорость полета кусков
(см. § 1, гл. VI). Однако при дроблении влажных и глинистых
материалов на перегородках может налипать и накапливаться
материал, который придется очищать, что допустимо лишь
при случайном попадании такого материала. Поэтому необ-
ходимо предусматривать возможность очистки путей для про-
хода продукта между разгрузочным отверстием дробилки и кон-
вейером.
У дробилок крупного дробления для защиты ленты конвейера,
а также для более равномерной его загрузки под дробилкой уста-
навливают пластинчатые или лотковые питатели, которые воспри-
нимают удары кусков продукта дробления. Для предохранения же
рабочей поверхности питателей от изнашивания на них поддержива-
ют постоянный слой продукта. Последний иногда создают подачей
на тот же питатель предварительно отсеянной мелкой фракции
загружаемого материала, не подлежащего дроблению. Такой
способ защиты рационален, когда предварительный отсев мелкой
217
фракции Делается не с целью выделения продукта пониженной
сортности.
Проектирование каналов для разгрузки продукта должно обя-
зательно учитывать применение укрытий для аспирации, о чем
подробнее будет сказано дальше.
При проектировании установок для дробления высокоабразив-
ных материалов нужно предусматривать все условия для частой
замены бил и других быстроизнашивающихся деталей. Для этого
может потребоваться дополнительная площадь для укладки отра-
жательных плит и запасной футеровки в удобное при демонтаже
положение, а также место для установки подъемно-транспортных
средств. Все эти меры должны быть направлены на четкую орга-
низацию и механизацию работ по восстановлению быстроизнаши-
вающихся деталей с минимальными трудовыми затратами и ис-
ключением ручного труда и простоев. Иначе расходы по замене
быстроизнашивающихся деталей могут свести на нет все тех-
нико-экономические преимущества, которые имеет роторная
дробилка.
При проектировании электропривода роторных дробилок нужно
учитывать такие особенности. Нагрузка на двигатель, особенно
у дробилок крупного дробления, весьма неравномерна, что обус-
ловливается неравномерностью загружаемого материала по круп-
ности. Так как мощность двигателя выбирается чаще всего по
средней потребляемой энергии, то в отдельные моменты возможна
перегрузка дробилки, в результате которой ротор может оста-
новиться при загруженной камере дробления. Чтобы не допустить
подобных явлений, двигатель питателя должен быть сблокирован
с электродвигателем дробилки. Тогда при перегрузках до 80%
от номинальной (при определенной длительности) двига-
тель питателя автоматически отключится, и подача материала
в дробилку прекратится на время, достаточное для передрабли-
вания основной массы материала, попавшего в дробилку. После
падения потребляемой мощности до 0,5 номинального значения,
двигатель питателя автоматически включится.
Отключение питателя должно опережать срабатывание теп-
ловой защиты двигателя. Отключение двигателя при срабаты-
вании тепловой защиты должно происходить с выдержкой вре-
мени, достаточной для передрабливания находящегося в дро-
билке материала.
Двигатель питателя должен быть сблокирован также с двига-
телями отгрузочных средств (питателем, конвейером) так, чтобы
при остановке последних двигатель питателя автоматически от-
ключался, а его включение было невозможно при неподвижных
отгрузочных средствах. Мощность отгрузочных средств должна
быть достаточной, чтобы стронуть их с места после того, как про-
изошла остановка и дробилка передробила находящийся в ка-
мере дробления материал, который будучи разгруженным на не-
подвижный конвейер (или питатель) его перегрузит.
218
При размещении электропусковой и регулировочной аппара-
туры следует учитывать, что, несмотря на меры обеспыливания,
вблизи дробилки возможна периодически повышенная запылен-
ность воздуха. При недостаточной герметичности электроаппарат-
ных шкафов электроаппаратура под действием пыли может отка-
зывать в работе. Поэтому шкафы следует располагать дальше
от места загрузки и разгрузки дробилки.
Пульт управления дробилкой крупного дробления и пита-
телем чаще всего делают общим. Он должен размещаться так,
чтобы хорошо был виден вход материала в приемную коробку
у конца питателя, а также привод дробилки. Это необходимо для
того, чтобы при подходе к приемному отверстию кусков предель-
ного размера оператор мог дать дробилке возможность перерабо-
тать находящийся в ней материал и набрать достаточную скорость
ротору, после чего крупные куски в отдельности сбросить в дро-
билку.
Правильная эксплуатация роторных дробилок обеспечивает
надежную их работу и высокую эффективность. Уход за дробил-
кой сводится в основном к наблюдению за подшипниками, состоя-
нием быстроизнашивающихся деталей и своевременной их за-
мене.
Смазка подшипников вала ротора может быть жидкой и кон-
систентной. Первая более стабильна и пригодна для различных
высоких и низких температур, отличается меньшим внутренним
трением, не требует разборки подшипника при замене смазки,
позволяет отводить тепло от подшипника путем применения цирку-
ляционных систем с охлаждением. Однако при жидкой смазке
возникают трудности в уплотнении подшипниковых узлов. Из-
за утечки такую смазку необходимо часто пополнять. Количество
и периодичность пополнения зависит от качества уплотнений.
Не следует подшипники переполнять смазкой, так как это вле-
чет к их повышенному нагреву и утечке смазки. Часто этому не
придают значения и переполняют его смазочным материалом, от
чего последний начинает работать при высокой температуре и
с большой утечкой масла. Вместо того, чтобы уменьшить коли-
чество масла в подшипнике при его высокой температуре, в него
подливают еще больше масла и тем самым вызывают большой его
перерасход. Количество масла, заливаемого в подшипник, должно
контролироваться по маслоуказателю, а последний следует распо-
лагать так, чтобы при работе уровень масла захватывал не более,
чем четверть диаметра ролика.
В качестве смазочных материалов в летних условиях приме-
няют масло индустриальное 30 или индустриальное 45, а в зимних
условиях при температуре не ниже —30° С — индустриальное 12
по ГОСТу 1707—51.
Консистентная смазка легко удерживается в полости кор-
пуса подшипника, расходуется ее значительно меньше, чем
жидкой, пополнять ее можно через каждые 2—3 месяца. Коли-
219
чество такой смазки в г в каждой порции не должно превы-
шать
Qc = 0,05£)В,	(9.2)
где D — наружный диаметр подшипника в см; В — ширина под-
шипника в см.
В качестве консистентной смазки рекомендуется применять
мазь 1-13 по ГОСТу 1631—61. Такая мазь пригодна для летнего
и зимнего времени, однако ее не следует использовать в условиях
высоких температур (выше 70° С). В таких случаях целесообразно
применять жидкую смазку.
- У крупных дробилок корпуса подшипников имеют температур-
ные датчики, сигнализирующие о достижении подшипником опас-
ной температуры. Датчик соединяется с сигнальной лампой,
установленной на пульте управления оператора, или со звуко-
вым сигналом.
Важным условием нормальной работы дробилки является
также своевременное восстановление или замена изношенных бил,
срок службы которых главным образом зависит от абразивности
дробимого материала и может составлять 1—2 года при дроблении
материалов нулевой или первой категории абразивности по шкале,
предложенной ВНИИСтройдормашем (см. § 2, гл. VIII), и две-три
смены придроблении материалов VIII—IX категорий абразивности.
В зависимости от сроков службы бил должно быть организовано
наблюдение за их состоянием и своевременная подготовка к вос-
становлению или замене.
При замене била необходимо подбирать так, чтобы при четном
числе бил масса диаметрально расположенных бил была одинакова;
при трехбильном роторе все три била должны иметь равную
массу. Разница в массе в кг не должна превышать
А^ = 0,1П2р,
где £)р — диаметр ротора в м.
При большей разнице в массе била необходимо уравновесить
путем наварки планок или компенсаторами, закладываемыми
в специальные выемки, предусмотренные в крепежных деталях.
Через смену после установки новых бил нужно проверить их
крепление и при необходимости подтянуть. В дальнейшем перед
каждым пуском следует проверять состояние креплений различ-
ных деталей и особенно футеровки и не допускать ослабления
крепежных деталей. По мере износа бил и уменьшения их рабочей
высоты увеличивается ширина выходных щелей, что влечет за
собой повышение крупности продукта дробления. Поэтому для
поддержания нормального режима работы следует периодически
опускать отражательные плиты, а после установки новых бил не
забывать их поднять.
. ' При дроблении материалов V—VII категорий абразивности
может оказаться целесообразным периодически восстанавливать
220
передние кромки бил путем их наплавки износостойкими спла-
вами с таким расчетом, чтобы радиус закругления кромки был опти-
мальным. Так как удельный износ бил при оптимальном закругле-
нии кромок ниже, чем при сильно затупленных, то планомерное
поддержание кромок в таком состоянии может значительно сни-
зить расходы по износу бил. Кроме того, эффективность дробле-
ния будет при этом выше (см. § 2, гл. VI).
2.	ОПЫТ ПРИМЕНЕНИЯ РОТОРНЫХ ДРОБИЛОК
Роторные дробилки широко используются на стационарных
и передвижных дробильно-сортировочных заводах и установках
различной мощности. Применение роторных дробилок упрощает
технологические схемы производства и улучшает его экономику.
Рассмотрим опыт эксплуатации роторных дробилок на дробильно-
сортировочных заводах и установках.
Применение дробилок на стационарных дробильно-сортиро-
вочных заводах. Институт ГИПРОНИНеруд разработал типовые
схемы дробильно-сортировочных заводов, на которых для пере-
работки карбонатных пород (известняков и доломитов) средней
прочности, содержащих слабые разности в количестве до 20%
и глины до 10%, используются роторные дробилки. Годовая про-
изводительность заводов составляет 400000 и 600000 м8.
Карбонатные породы по условиям образования характери-
зуются высокой неоднородностью при незначительной толщине
различных слоев, поэтому избирательная разработка отдельных
слоев в карьерах практически невозможна.
Использование избирательной способности роторных дробилок,
а также применение дополнительных способов обогащения при
переработке карбонатных пород позволяет получить щебень двух
или трех марок прочности.
На рис. 132 показана типовая технологическая схема щебе-
ночного завода для переработки горных пород с использованием
метода избирательного дробления и последовательного выделения
слабых разностей. Исходная горная масса крупностью до 1000 мм
разделяется на колосниковом инерционном грохоте СМ-690 на два
потока, которые условно называют «слабый» (менее 200 мм) и
«прочный» (более 200 мм). Каждый поток перерабатывается в даль-
нейшем отдельно. В слабый поток уходит значительная часть
вскрышных пород и глины, поэтому после вторичного разделения
на грохоте СМ-572 и дробления в дробилке СМД-86 предусматри-
вается удаление мелких фракций в отход. Третья стадия дробления
производится в дробилке СМД-75.
Первичное дробление прочного потока осуществляется в одно-
роторной дробилке СМД-87. Затем продукт дробления рассеи-
вается на двух грохотах СМ-572, из которого фракция 0—20 мм
удаляется в отход, а фракция 20—70 мм, имеющая значительное
количество слабых пород, направляется в поток слабого мате-
221
риала. Материал крупностью +70 мм подается на вторую стадию
в две роторные дробилки СМД-86. Из продукта дробления этих
дробилок в зависимости от требуемого размера может быть полу-
Сортирование
10~20 5-10 0-5 L_
10-20 5-10
Щебень для низ ко -
марочных детонов
5-10 10-20
Щебень повышен-
ной прочности
Классификация
0-0.10
Обезвоживание
Отходы	Песок
Рис. 132. Технологическая схема щебеночного завода с роторными
дробилками
чен щебень фракций 10—20; 20—40; 10—40; 20—70 и 70—120 мм
путем рассева на грохотах СМ-653Б. Продукт с верхнего сита
этих грохотов направляется непосредственно на третью стадию
222
0-ю 10-20 20-W 0-5 5-ю 10-20 2Q-M
Рис. 133. Схема дробильно-сортиро-
вочного завода № 3 Ковровского
карьероуправления
дробления в роторные дробилки СМД-75, а материал размером
0—10 или 0—20 мм поступает в отход или в слабый поток в зави-
симости от содержания слабых пород. В дальнейшем щебень про-
мывается и сортируется на фракции по двум маркам 200 и 400.
Технологические схемы заводов небольшой мощности с ротор-
ными дробилками сравнительно просты, число стадий дробления,
как правило, не превышает двух.
На Ковровском карьере, мощность которого превышает
1,5 млн. м3 в год, эксплуатируются несколько дробильно-сортиро-
вочных установок, оснащенных роторными дробилками. Техноло-
гическая схема дробильно-сор-
тировочного завода (ДСЗ) № 3
годовой производительностью
300—400 тыс. м3 (рис. 133)
имеет всего две стадии дробле-
ния. На первой стадии уста-
новлена дробилка СМД-86, ра-
ботающая при скорости ро-
тора 27 м/с и выходных ще-
лях 230 мм,на второй стадии —
дробилка среднего и мелкого
дробления СМД-75, работа-
ющая в замкнутом цикле с гро-
хотом С-784. Дробильно-сорти-
ровочная установка обеспечи-
вает выход щебня мелких фрак-
ций 5—10; 10—20 и 20—40 мм.
Технологическая схема отли-
чается простотой и компактно-
стью, обеспечивает высокую
производительность и степень
дробления. Общая степень дро-
бления достигает 20 при исходной крупности отдельных кусков
до 800 мм.
Заслуживает внимания технологическая схема производства
щебня и песка из гравия с использованием роторных дробилок.
Для гравийно-песчаного месторождения в местечке на Рейне
(ФРГ) разработана технологическая схема (рис. 134) производства
песка, гравия и щебня из гравия, позволяющая изменять выход
того или иного сорта в зависимости от требований потребителей.
Предприятие производит мокрый песок 0—3 мм; мелкий гравий
3—6, 6—16, 16—30 мм; крупный гравий 30—-45 мм; мокрый и сухой
песок из дробленого гравия 0—3 мм и щебень 3—5; 5—8, 8—12,
12—18; 18—25 и 18—35 мм. Вследствие применения роторных
дробилок щебень и песок имеют правильную кубообразную
форму. Производительность предприятия 2400 т в сутки.
Производство гравия и щебня осуществляется по двум само-
стоятельным линиям. При необходимости получать только мелкие
223
фракции гравий размером 45—30, 30—16 и 16—6 может подаваться
на линию производства щебня, где передрабливается в мелкий
щебень и песок.
Перед поступлением в промышленную переработку гор-
ная масса, от которой предварительно отделены валуны раз-
мером более 200 мм, разделяется на виброгрохоте. Грохот имеет
два сита с размерами ячеек 100 и 45 мм. Материал размером менее
500 - Щ0___
25 6	55 М-'[~
О 7 58-25 52 58 в 52 58 35 03
Щебень
Слив
Рис. 134. Технологическая схема переработки гравийно-песчаной
смеси в Оберрхайне
45 мм идет в линию производства гравия, крупнее 45 мм — в ли-
нию производства щебня и дробленого песка. В последнем случае
фракция 100—45 мм поступает в две конусные дробилки с диа-
метром конуса 900 мм, а фракция 100—200 мм направляется
в щековую дробилку, размер приемного отверстия которой со-
ставляет 355—630 мм. Затем продукт дробления сортируется и
из него отделяются готовые фракции щебня, а материал крупнее
25 мм поступает в две роторные дробилки с размером приемного
отверстия 1000x800 мм.
Для отделения сопутствующих примесей от щебня и песка
дальнейшая сортировка материала на фракции осуществляется
224
с одновременной его промывкой путем водного орошения на вибро-
грохотах. Готовый продукт поступает в хранилище, а песок предва-
рительно обезвоживается в спиральном классификаторе длиной
7 м и в обезвоживающем коробе длиной 2 м. Остаточная влажность
песка 12%.
Для увеличения выпуска дробленого песка используются
две стержневые трубчатые мельницы производительностью 15 т/ч.
В линию производства гравия включен промывочный барабан
диаметром 2,5 м и длиной 5 м. Промывка гравия обеспечивается
встречным потоком воды.
Известны примеры при-
менения роторных дробилок
в отечественной практике на
переработке гравийного ма-
териала из изверженных гор-
ных пород. Так, на Березов-
ском карьероуправлении
(г. Красноярск) для дробле-
ния гравия прочностью при
сжатии 1200 кгс/см2, относя-
щегося к X категории абра-
зивности, использовалась
роторная дробилка СМ-624,
которая успешно работала
в течение нескольких лет.
Удельный износ бил брутто
при скорости вращения ро-
тора 40 м/с составлял 69—
94 г/т. Соответственно ре-
сурс работы сменных дета-
лей равнялся: бил — 600 т,
верхней колосниковой ре-
шетки — 30 000 т, нижней
Рис. 135. Технологическая схема дробиль-
ной установки для переработки домен-
ного шлака
колосниковой решетки — 10 000 т и футеровки корпуса —
2000 т. Несмотря на это, применение роторной дробилки было
экономически выгодно. Следует отметить, что роторная дробилка
СМ-624 не приспособлена для дробления прочных и абразивных
материалов.
На рис. 135 изображена технологическая схема дробильной
установки для переработки доменного шлака, созданная на
Нижнерейнском металлургическом заводе. Поставляемый шлак
крупностью до 400 мм выгружается в бункер емкостью 45 м3,
откуда с помощью установленного под углом 30° пластинчатого
питателя подается в бункер-питатель, размещенный над двумя
роторными дробилками АР-4. Загрузка дробилок производится
лотковыми питателями. Продукт дробления дробилок подается
на сортировочную установку, включающую в себя три виброгро-
хота. Сортировочная установка разделяет материал на фракции
15 В. А, Бауман
225
продукт
Рис. 136. Технологическая схема при-
менения роторной дробилки с под-
сушкой материала:
1 — установка для подогрева горячего
газа: 2 — роторная дробилка-сушилка
APT-4/80/SR; 3,7, 8 — сепараторы; 4 —
стандартные круглые фильтры; 5 — экс-
гаустер отходящих газов; б — эксгаустер
отходящего воздуха из мельницы; 9 —
однокамерная трубиая мельница
О—1; 1—3; 3—7; 7—15; 15—35 и более 35 мм. Для увеличения
выхода мелких фракций предусмотрена конусная дробилка си-
стемы Саймон, в которой могут перерабатываться фракции более
35 мм. Продукт дробления имеет кубообразную форму.
Пропускная способность установки 32—40 т/ч, удельный рас-
ход энергии дробления 0,95—1,1 квт-ч/т, износ брутто равен
34—37 г/т. Замена бил производится после переработки 3000—
6000 т шлака.
Преимуществом такой уста-
новки, по мнению изготовля-
ющей их фирмы, является не-
чувствительность роторных дро-
билок к попаданию в них ме-
талла.
Имеются сведения [221 о
применении роторной дробилки
на первичном дроблении тома-
совских шлаков, температура
которых достигает 200° С. При
этом износ брутто составляет:
бил — 79 г/т, отражательных
плит — 13,4 г/т. Окружная
скорость вращения бил 24,5 м/с,
размер выходных щелей 45—
30 мм, класс минус 20 мм в
продукте дробления составляет
95%.
Хорошие результаты полу-
чены при использовании ро-
торных дробилок для обога-
щения керамической массы.
На одном из заводов ФРГ
для дробления шамота различных сортов и шамотного щебня
была смонтирована роторная дробилка SAP-3, заменившая
ранее установленные щековую и конусную дробилки. Ротор-
ная дробилка работала в замкнутом цикле с грохотом.
Крупность исходного материала	300—400 мм по наи-
большему ребру. В продукте дробления класс минус 10 мм
составлял 90%. В табл. 22 приведены сравнительные данные
стоимости способа дробления при новом и старом оборудо-
вании.
Важным преимуществом применения роторных дробилок на
цементных заводах является увеличение производительности
мельниц тонкого помола. Так, на одном из заводов ФРГ было
введено среднее дробление известняка с помощью роторной дро-
билки [23]. При этом производительность трубной мельницы воз-
росла с 27,3 до 32,2 т/ч с одновременным уменьшением удельного
расхода энергии от 13,1 до 11,79 квт-ч/т.
226
Таблица 22
Сравнительные данные дробилок
Затраты	Стоимость затрат по дробилкам в марк/т		Затраты	Стоимость затрат по дробилкам в марк/т	
	щековую и конус- ную	ротор- ную		2d о § S к	ротор- ную
Энергии по дробилкам в квт-ч/т щековой . . 3,8 | конусной . .3,3 / роторной . .2,5	0,721	0,250	На восстановление деталей 		0,160	0,227
			На амортизацию по дробилкам: щековой (12 000)* I конусной	/ (24 090) * . . J роторной (10 800) * .	0,054	0,016
На текущий ремонт	0,018	0,024			
На смазочные мате- риалы * Стоимость дробил	0,019 ки в ма	0,001 рках Ф			
			Общие по дроблению РГ.	0,972	0,518
Особый интерес представляет использование роторных дро-
билок для дробления влажных и липких материалов с одновремен-
ной их подсушкой. На рис. 136 изображена схема применения ро-
торной дробилки — сушилки APT 4/80/SR фирмы Hazemag (см.
рис. 93) на одном из швейцарских цементных заводов. Роторная
дробилка встроена в технологическую линию установки с целью
повышения ее производительности от 26 до 40 т/ч. При этом уда-
лось достичь не только намеченной производительности, но и сни-
зить удельный расход энергии. Техническая характеристика
установки приведена ниже.
Техническая характеристика установки
для дробления и сушки материалов
Производительность по су- хому продукту в т/ч . . .	40,5	Удельный расход энергии в квт-ч/т:	
в том числе:	7,3	роторной дробилки . .	4,71
роторной дробилки . .		трубной мельницы . .	19,5
трубной мельницы . .	33,2	подсобного оборудова-	
Наибольший размер исход-	120—150	ния ........	3,54
ного материала в мм		Общий удельный расход	
Продукт дробления ротор-		энергии в квт-ч/м3 . . .	27,75
ной дробилки:		. Температура газов в °C:	
наибольший размер в мм	До 4	перед дробилкой . . .	300—400
выход фракции минус		после дробилки . . .	. 60—80
0,09 мм в % ....	25	Влажность в %:	
		исходного материала	3—6
		продукта дробления . .	До 0,4
15*
227
Результаты испытания этой установки показывают, что для
сушки сырья влажностью 6—7% можно использовать отходящие
газы цементных вращающихся печей, температура которых, как
правило, достигает 300—400° С. Если по технологии процесса
в роторной дробилке устанавливается калибрующая колосниковая
решетка, которая удлиняет продолжительность пребывания ма-
териала в дробилке и увеличивает наружную поверхность ма-
териала, то возможна подсушка материала с исходной влажностью
до 12%.
Особую проблему представляет сушка очень влажных материа-
лов, например, глины. Для того чтобы за короткое время пребы-
вания в дробилке вода из материала испарилась, температура
используемых газов должна быть 800—900° С, при этом одновре-
менно доджна обеспечиваться высокая степень дробления. Обогрев
горячими газами рабочих поверхностей дробилки исключает
налипание материала. Основные параметры и показатели уста-
новки с дробилкой АРТ-4 Вг/П для дробления и сушки мергеля
и глины большой влажности приведены ниже.
Техническая характеристика установки для дробления
и сушки материалов высокой влажности
Производительность в т/ч ..........................50—75
Наибольший размер исходного материала в мм .... До 600
Выход фракций минус 0,09 мм в %	................ 70
Удельный расход энергии в квт-ч/м3:
роторной дробилки .................................1,8—3,2
установки с роторной дробилкой-сушилкой .... 4,0—6,5
Температура газов в °C:
перед дробилкой ................................... 600—900
после дробилки.................................90—ПО
Влажность в %:
исходного материала................................13—23
продукта дробления ............................ 4—5
Роторные дробилки нашли применение при мокром обогащении
в цементном производстве. На некоторых цементных заводах Бель-
гии, Франции и Швейцарии роторные дробилки используют для
обогащения мелового шлама.
Применение дробилок на передвижных дробнльно-сортироиоч-
ных установках. Сравнительно небольшие габаритные размеры
и масса при относительно большой производительности и высокой
степени дробления, а также выход продукта дробления более
высокого качества ставят роторные дробилки в ряды наиболее
перспективных типов дробилок для применения на передвижных
дробильных установках. Опыт показывает, что чаще всего ротор-
ные дробилки используют на передвижных установках производи-
тельностью более 50 м3/ч, хотя с таким же успехом их можно при-
менять на установках меньшей производительности-
Отечественная промышленность выпускает передвижные дро-
бильно-сортировочные установки, монтируемые из отдельных
228
агрегатов. Агрегат крупного дробления С-985 с роторной дро-
билкой СМД-86 и агрегат среднего дробления С-986 с роторной
дробилкой СМД-85 выпускает Выксунский завод дробильно-
Рис. 137. Компоновочные схемы передвижных установок с роторными
дробилками:
а — двухстадийного дробления; б — одностадийного дробления; 1 — передвижной за-
грузочный бункер С-885; 2 — агрегат крупного дробления С-985; 3 — агрегат среднего
дробления С-986; 4 — агрегат промежуточной сортировки С-906; 5 — агрегат окончатель-
ной сортировки С-907
размольного оборудования. Дробильные установки, укомплекто-
ванные передвижными сортировочными агрегатами С-906 и С-907,
передвижным загрузочным бункером С-885 и передвижными
конвейерами, позволяют получить при двухстадийной схеме дроб-
ления щебень крупностью до 40 мм при производительности
229
100 м3/ч (рис. 137, а). Для получения товарного щебня крупностью
до 70 мм используется одностадийная схема дробления с агре-
гатами С-985, С-906 и С-907. Производительность такой установки
80—90 м3/ч (рис. 137, б).
Небольшие габаритные размеры и масса, а также компактность
конструкции и хорошие показатели работы роторных дробилок
обусловили их применение на карьерных передвижных агрегатах.
Использование передвижных дробильных агрегатов, работающих
в комплексе с экскаватором, позволяет, по мнению представителей
некоторых фирм, повысить рентабельность горных работ в ре-
зультате снижения капиталовложений в транспортное оборудова-
ние и его эксплуатацию, сокращения пути транспортирования
материала автотранспортом и улучшения работы забойного экска-
ватора.
Таблица 23
Техническая характеристика передвижных агрегатов,
выпускаемых фирмой Hazemag
Параметр	Агрегат с дробилкой		
	АР-7	AP-5B	АР-5
Производительность в т/ч		800—1000	400—500	250
Ширина приемного отверстия в мм	1500—2270	1230—2370	1230—1520
Максимальный размер принимаемо- го куска в мм		1200	1000	1000
Крупность продукта дробления в мм	0—300	0—100	0—100
Установочная мощность в квт . . .	400—700	280-450	—
Высота загрузки в мм 		5 900	5 500	—
Ширина гусеницы в мм		1 500	1 500	1 500
Расстояние между центрами звез- дочек гусеничного хода в мм . . .	8 600	7 100		
Габаритные размеры в мм: высота		9 100	8 750		
ширина 		9 100	5 500	—
длина	.	.	.	43 900	39 000	—
Масса вт 		440	—	—
В зарубежной практике известны агрегаты, выпускаемые
фирмой Hazemag (табл. 23). На рис. 138 показана такая установка
на гусеничном ходу с дробилкой АР-7. Установка может работать
с передвижным грохотом. При замкнутом цикле производитель-
ность ее составляет 500—700 т/ч готового продукта размером
0—25 мм. Загрузка может осуществляться непосредственно от
экскаватора или с помощью двух 40-тонных самосвалов. В по-
следнем случае установка перемещается только тогда, когда
расстояние между экскаватором и дробильным агрегатом увели-
чивается настолько, что самосвалы не могут обеспечить требуемой
производительности.
230
Гусеничный ход обеспечивает перемещение агрегата на гори-
зонтальных участках со скоростью 0,3 км/ч и преодоление углов
подъема до 10°. Технологическое оборудование агрегата смонтиро-
вано на раме. В рабочем положении рама опирается на два отки-
Рис. 138. Самоходный дробильный агрегат с роторной дробилкой АР-7
дывающихся шарнирных винтовых домкрата. Угол наклона за-
грузочного питателя 27°. В агрегате предусмотрены разгрузочный
питатель и поворотный конвейер. Последний имеет механизм
подъема и опускания. Герметизированная кабина с пультом управ-
ления установлена на верхней рабочей площадке.
Рис. 139. Общий вид агрегата АД-2
На предприятиях Министерства черной металлургии эксплуа-
тируются передвижные дробильные агрегаты с дробилками моде-
лей С-688 и СМД-87. На рис. 139 изображен общий вид агрегата
АД-2 производительностью 370 м3/ч с дробилкой модели СМД-87.
Ходовая часть агрегата выполнена на базе экскаватора ЭКГ-4,6
с увеличенной колеей до 5,1 м.
На платформе смонтированы дробилка модели СМД-87, прием-
ный бункер с пластинчатым питателем, разгрузочный ленточный
конвейер, расположенный под дробилкой, и поворотный конвейер,
которым продукт дробления может подаваться в штабель, либо
231
с помощью отдельного перегружателя — на магистральный кон-
вейер, связывающий агрегат с узлом сортирования. Агрегат АД-2
предназначен для совместной работы с экскаватором ЭКГ-4,6.
Высота загрузки 5,1 м. Скорость передвижения агрегата 0,24 км/ч,
Рис. 140. Зерновой состав продукта дробления роторной
дробилки модели СМД-87:
1 — при !i = !а = 40 мм и Ср = 36 м/с; 2 — при = s2 =
=40 мм и tip = 28,8 м/с;3 — при = s2 = 40 мм и tip = 20 м/с;
•4 — при Sj = 480 мм, s2 = 300 мм и о = 20 4-36 м/с
масса около 180 т. Управление агрегатом может производиться
из герметизированной кабины или из отдельного выносного
пульта.
Зерновой состав продукта дробления известняка прочностью
на сжатие 650—1350 кгс/см2 показан на рис. 140.
3.	ТЕХНИКА БЕЗОПАСНОСТИ
Рассмотрим вопросы техники безопасности, обусловленные
особенностями работы роторных дробилок. Вытекающие из этих
особенностей предупредительные меры могут быть рекомендованы
как дополнительные к существующим правилам и требованиям
техники безопасности. Отметим наиболее существенные из осо-
бенностей:
1)	ударный способ дробления, сопровождающийся разлетом
кусков дробимого материала и их рикошетированием в различных
направлениях. В результате этого в окружающее пространство
могут выбрасываться куски, скорости которых близки к скорости
удара, т. е. составляют 20—60 м/с;
2)	значительный запас кинетической энергии, заключенный
в быстровращающемся роторе. При неумелом обращении с дро-
билкой эта энергия способна произвести серьезные разрушения;
3)	большие (до нескольких десятков тонн) центробежные силы,
действующие на била и детали крепления. Это требует надежного
крепления бил в корпусе ротора и ротора в корпусе дробилки;
4)	значительная масса сменных изнашивающихся деталей
(бил, футеровочных плит, отражательных плит) и ограниченность
232
пространства, в котором должны находиться рабочие при замене
или ремонте этих деталей;
5)	присутствие обслуживающего персонала при работе дро-
бильных установок в непосредственной близости от подающей
и выпускной течек. При высокой производительности роторных
дробилок — до нескольких сотен кубометров в час — это требует
повышенной прочности течек.
Для обеспечения безопасных условий труда и предупреждения
несчастных случаев при эксплуатации следует уделять внимание
вопросам безопасности на всех этапах создания роторных дро-
бильных установок: конструировании моделей, проектировании
и строительстве установок, эксплуатации, ремонте.
При конструировании роторных дробилок необходимо преду-
сматривать:
—	изготовление корпусов дробилок из вязких и достаточно
прочных материалов, способных противостоять ударам частей
ротора в случае его аварийной поломки;
—	надежные запоры дверок люков в корпусе дробилки, спо-
собные противостоять ударам кусков дробимого материала;
—	надежное крепление бил к корпусу ротора, исключающее
возможность их выпадения при случайных повреждениях крепеж-
ных’ деталей;
—	снабжение дробилки средствами, облегчающими производ-
ство монтажа и демонтажа бил и других сменных деталей;
—	установку стопоров, предотвращающих произвольный по-
ворот ротора при смене бил;
—	установку фиксаторов откидных или откатных частей
корпусов дробилок, исключающих самопроизвольное закрывание
их в момент, когда в камере дробления производятся ремонтные
работы и находятся люди;
—	изготовление шкивов вала ротора из прочной стали в виде
сплошного диска, соединяющего обод со ступицей;
—	ограждение вращающихся частей.
При проектировании и строительстве установок с применением
роторных дробилок необходимо учитывать следующее:
—	приемные коробки-ловители, присоединяемые к приемному
отверстию дробилки (см. рис. 131), должны отвечать требованиям,
изложенным в § 1, гл. IX, и применяться независимо от того,
имеется ли в дробилке предохранительная цепная штора или нет;
—	конструкции разгрузочных воронок, выпускных течек и
аспирируемых укрытий должны обеспечивать полное предотвра-
щение выброса камней из роторной дробилки в окружающее
пространство;
•	— рабочее место машиниста должно располагаться вне зоны
возможного выброса кусков дробимого материала;
—	вокруг дробилки должны быть предусмотрены специальные
места для укладки запасных частей и приспособлений на время
проведения работ по замене изношенных деталей, а также места
233
для установки подъемно-транспортных средств при капитальных
ремонтах;
—	площадка вокруг дробилки должна иметь ровные нескольз-
кие полы;
—	все углубленные места ниже пола, а также специальные
площадки, устраиваемые выше уровня пола, должны быть огра-
ждены перилами высотой не ниже 1 м;
—	у крупных дробилок должны быть специальные площадки
для обслуживания мест не доступных рабочему, стоящему на
уровне пола.
Помещения, где расположена дробилка, должны быть освещены
согласно санитарным нормам СН-254-63. Освещение должно
обеспечивать достаточную освещенность всей установки и особенно
таких узлов, как привод, регулировочно-амортизационные устрой-
ства, места поступления и выпуска материала.
Возможность попадания в дробилку посторонних металличе-
ских предметов, превышающих 10% массы бил, недопустима.
Особенно опасно попадание металлических предметов в дробилки
среднего и мелкого дробления.
Поэтому на промежуточных конвейерных линиях необходимо
предусматривать установку металлосигнализаторов. Такие сигна-
лизаторы способны реагировать на различные металлы, включая
и немагнитные, давая сигнал на остановку конвейера и удаление
постороннего предмета или автоматически останавливая конвейер.
Дробилки крупного дробления, хотя они выполняются более
массивными и прочными, эксплуатировать необходимо так, чтобы
исключить засорение дробимого материала металлическими пред-
метами.
Путь подачи загружаемого материала от головки питателя
до ротора дробилки должен быть без сужений и выступов, способ-
ных задерживать движущиеся по нему куски. Это может привести
к образованию свода, ликвидация которого сопряжена с опас-
ностью для обслуживающего персонала.
В приемной коробке-ловителе необходимо предусмотреть лючки
для осмотра приемного лотка и проверки наличия камней, прежде
чем открывать камеру дробления для проведения профилактиче-
ских работ. Эти лючки необходимы также для ликвидации свода.
При эксплуатации роторных дробилок необходимо соблюдать
следующие правила безопасности.
Не допускать перегрузки дробилки, так как она может вызвать
остановку ротора при заполненном рабочем пространстве. При
вынужденной остановке дробилки можно применить следующие
способы разгрузки. На дробилках с открывающейся верхней
частью корпуса разгрузка производится вниз при осторожном
открывании корпуса. В это время рабочие должны быть удалены
в безопасное место, чтобы избежать травмы падающих из дро-
билки кусков. На дробилках с неоткрывающимися корпусами
необходимо осторожно открыть люки, ведущие в первую камеру
234
дробления, приняв предварительно меры против внезапного
раскрытия дверок под действием опиравшихся на них кусков
камня и выпадения их. Если позволяют размеры кусков, то их
следует извлекать через люки специальными крючьями. Более
крупные куски необходимо вынимать через приемное отверстие
с помощью захватов и механических подъемных средств. При
этом сигнал на подъем должен подаваться не раньше, чем рабочий,
наложивший захват на очередной кусок, удалится из камеры дроб-
ления.
При закупорке приемного лотка вследствие образования свода
над ротором необходимо обрушить свод на вращающийся ротор.
Операция должна производиться с соблюдением мер предосторож-
ности. Для этого нужно сначала попытаться ударами кувалды по
боковым стенкам приемной коробки или корпуса дробилки раз-
рушить свод. Если это сделать не удается, необходимо остановить
дробилку, открыть люк, ведущий в первую камеру дробления, и,
осветив корпус внутри, выяснить положение дробимого материала.
Выбрав кусок, подъем которого может разрушить свод, наложить
на него захват. При необходимости спуститься в приемный лоток
дробилки рабочий снабжается предохранительным поясом. Захва-
тив таким путем кусок, удаляют из дробилки рабочего, закрывают
все люки и, включив дробилку и дав ротору набрать полное
число оборотов, включают кран или тельфер.
Нельзя разрушать свод путем подталкивания ломом кусков
снизу, так как при ударе по его концу лом может травмировать
рабочего.
Если описанным выше способом не удается разрушить свод,
то прибегают, например, к помощи взрывчатых веществ, исполь
зуемых обычно в горном деле. Для этой цели останавливают дро-
билку, изучают положение кусков и, найдя места их контакта,
закладывают заряд взрывчатки между ними. Заряд должен быть
достаточным для разрушения кусков в месте контакта, но не
способным вызвать разрушение дробилки. Не допускается за-
кладывать заряд между стенками дробилки и камнем. Во время
подготовки к взрыву удаляют посторонних людей из помещения,
пускают дробилку и путем взрыва обрушивают свод на враща-
ющийся ротор. Такой способ можно применять лишь при участии
опытного взрывника и под руководством ответственного лица
за работу установки. Опыт показывает, что способ подрывания при
соблюдении указанных правил менее опасен и трудоемок, чем
обрушение свода на неподвижный ротор с последующей очисткой
камеры дробления.
Запрещается работать на неисправной дробилке; открывать
во время работы люки, ведущие в камеру дробления или прием-
ный лоток, оставлять без присмотра работающую дробилку;
находиться во время работы дробилки в зоне возможного выброса
кусков из дробилки, а также в плоскости вращения шкивов;
останавливать дробилку с заполненными рабочими камерами
235
(за исключением аварийных случаев); оставлять на работающей
дробилке инструмент или другие предметы, которые могут упасть
с нее; бросать в работающую дробилку металлические предметы.
При ремонте необходимо придерживаться следующих правил:
— прежде чем приступать к ремонтным работам в приемном
лотке или первой камере дробления, нужно убедиться, что на
питателе или подающем конвейере не осталось кусков дробимого
материала, которые могут упасть в дробилку;
—	предупредить возможность включения дробилки или пита-
теля путем отключения общих рубильников или удаления предо-
хранительных вставок;
—	вывесить плакат с надписью «Не включать — работают
люди»;
—	застопорить ротор дробилки, чтобы он не мог самопро-
извольно повернуться, когда на нем будут находиться люди
(в дробилках с открывающимся корпусом должна быть зафикси-
рована откатывающаяся или шарнирно откидывающаяся часть
для предотвращения самопроизвольного закрывания);
—	• массивные детали и узлы дробилки поднимать и опускать
с помощью исправных и проверенных подъемно-транспортных
средств и специальных приспособлений.
Замена изношенных деталей должна производиться не менее
чем двумя рабочими, из которых один должен отвечать за безопас-
ность ведения работ и соблюдение правил техники безопасности.
По окончании ремонтных работ следует проверить, не остался ли
инструмент или другие посторонние предметы в дробилке или
на ней.
При ведении горных работ в карьере должны приниматься
организационные меры, предупреждающие попадание металли-
ческих предметов в головную дробилку. Для этого можно реко-
мендовать следующее: содержать в чистоте добычные уступы;
производить точный учет всех металлических предметов, завози-
мых в карьер, так как они вместе с горной массой могут попасть
в дробилку; осуществлять своевременный контроль и профилак-
тический ремонт оборудования, находящегося в карьере, с целью
предотвращения обрыва зубьев ковша экскаватора, траков гусе-
ниц и других деталей, во время работы немедленно оповещать и
организовывать розыск металлических деталей при их потере;
лица, виновные в утере металлических деталей, которые могут
попасть в дробилку, должны нести материальную ответствен-
ность.
4. ВОПРОСЫ ПРОМЫШЛЕННОЙ САНИТАРИИ
Ударный способ дробления и перемещение больших масс раз-
рушаемого материала сопровождаются шумовым эффектом, а также
образованием пылевых частиц, выносимых воздушным потоком из
дробилки и загрязняющих воздух в помещении. Вопросы про-
236
мышленной санитарии, возникающие в связи с вредным влиянием
факторов, обусловленных работой роторных дробилок, должны
учитываться дополнительно к общим требованиям и нормам са-
нитарии и гигиены, предъявляемым к промышленным пред-
приятиям.
Шум и меры борьбы с ним. Сильный шум вредно отражается
на здоровье людей. Продолжительный сильный шум угнетающе
действует на центральную нервную систему и через нее на весь
организм.
В Советском Союзе допустимый уровень производственных
шумов регламентируется санитарными нормами и правилами
№ 785-69 (от 30 апреля 1969 г.), разработанными на научной
основе. Помимо этого заводы-изготовители обязаны проводить
испытания машин, создающих шум, и снабжать их паспортом,
в котором указывать шумовую характеристику. Все необходимые
измерения выполняются в соответствии с ГОСТом 11870—66
«Машины. Шумовые характеристики и методы их определения».
Шум, создаваемый при работе роторных дробилок, средне-
частотный и превышает допустимый уровень, если не принимаются
меры по его подавлению. Максимальное превышение 20—23 дб
приходится на область частот 250—2000 гц. В табл. 24 приведены
данные, характеризующие шум у дробилок при производстве
строительного щебня.
Как видно из приведенных данных, дробилка модели С-643
генерирует на холостом ходу шум в 82 дб, однако на рабочем
ходу уровень шума значительно повышается, достигая 104 дб.
На рис. 141 показан спектр шума, возникающего при работе дро-
билок, в сравнении с допустимым уровнем.
Шум, создаваемый вращающимся ротором, незначителен. Если
учесть, что ротор совершает в минуту 700 оборотов, а условное
число бил равно 3, то частота звуковых колебаний составляет
700-3
—0- = 35 гц, т. е. даже меньше нормируемой.
Шум, создаваемый роторными дробилками, на всех стадиях
.дробления при переработке известняков значительно превышает
допустимый уровень. Это свидетельствует о необходимости раз-
работки и внедрения мер по ослаблению шума и защите от него
обслуживающего персонала.
Для уменьшения шума можно применять резиновые прокладки
под футеровки отражательных плит, между футеровкой и корпусом
дробилки, под футеровкой приемного лотка и др. Сведений об
опыте подавления шума на роторных дробилках пока нет. Однако
на молотковых дробилках, сходных по характеру работы с ротор-
ными, такие сведения имеются. Научно-исследовательским и про-
ектным институтом по газоочистным сооружениям, технике без-
опасности и охране труда в промышленности строительных ма-
териалов (НИПИОТстром, г. Новороссийск) были применены
.звукоизолирующие и вибродемпфирующие прокладки между стен-
237
Таблица 24
Шум при работе дробильного оборудования
по данным ВНИИСтройдормаша, полученным
на Ковровском карьероуправлении в 1970 г.
Модель дробилки, место ее установки, место замера, режим работы	Уровень шума в дб		Превышение нормы в дб
	по шкале С	по шкале А	
С-643, вторая стадия дробления, со стороны привода,			
холостой ход		92 *	82 *	—3 *
рабочий ход 	 С-687, первичное дробление, со стороны привода:	105 *	104 *	До +23 *
холостой ход	 с противоположной от привода стороны:	97		
холостой ход		93	—	—
рабочий ход 	 С-643, первичное дробление, со стороны привода:	104	—	—
холостой ход		96	—	—
рабочий ход 	 СМД-75, вторая стадия дробления, с противоположной от привода стороны:	105		
рабочий ход 	 у разгрузочного отверстия:	107	—	—
рабочий ход 	 СМД-86, первичное дробление, с противоположной от привода стороны:	104		
холостой ход		96	—	—
рабочий ход 		105	—	—
* По данным Института гигиены	труда и проф	ессиональиых	заболеваний
АМН СССР, полученным на Полотиянозаводском и Г ниях Калужской обл. в 1965 г.		Хятовском карьероуправле-	
Рис. 141. Спектрограмма шума на
рабочих местах машиниста при
работе дробилок:
1 — роторной С-643 (вторичное дроб-
ление); 2 — конусной КСД-1200 (вто-
ричное дробление); 3 — конусной
КМД-1650 (третья стадия дробления);
штриховая линия — допустимый уро-
вень шума
238
ками корпуса и футеровочными плитами на крупных молотковых
дробилках М20Х21, работавших на дроблении известняка. Ре-
зультаты показаны на графиках спектра звукового давления до
и после внедрения звукоизолирующих прокладок (рис. 142).
Общий уровень шума с применением прокладок снизился от 104
до 92 дб. В качестве звукоизолирующего материала использо-
валась резиноподобная губка с динамическим модулем упругости
25 кгс/см2 и толщиной двух слоев 20 мм.
При проектировании и монтаже технологических линий необ-
ходимо учитывать шум, создаваемый не только роторными дро-
билками, но и течками, грохотами и другими сопряженными
с ними устройствами. Шум от металлических течек и грохотов
может достигать 105 дб.
Рис. 142. Спектрограмма шума у молотковой дробилки М20Х21:
1 — до применения прокладок; 2 — после применения прокладок
С целью демпфирования вибрации соударяющихся частей
в течках следует предусматривать сочленения отдельных узлов,
из материалов, имеющих большое внутреннее трение, например
из резины. Целесообразно между деталями из металла ставить,
детали из незвучных пластмасс. Для уменьшения вибраций необ-
ходимо всемерно усиливать жесткость стенок течек, поскольку
они представляют собой поверхности излучения шума. Рекомен-
дуется применять звукоизолирующие покрытия снаружи, а также
покрытие внутренних стенок каменным литьем.
Хорошие результаты получены при использовании на гро-
хотах резиновых сит, пневматических амортизаторов, а также
сплошных укрытий со звукоизолирующим слоем.
Положительный эффект можно получить при установке ро-
торных дробилок в обособленных помещениях. В этом случае
ослабление шума достигается, помимо прочего, отделкой помеще-
ния стекловатой, шлаковатой, акустическим фибролитом, пороло-
239-
ном, пенопластом и другими звукоизолирующими материалами.
Слой звукопоглощающего материала может располагаться вплот-
ную к стенке или отстоять от нее. В последнем случае достигается
больший эффект.
При размещении роторных дробилок в общих помещениях
можно использовать экраны и кожухи с резонансными звукопогло-
тителями на внутренних стенках.
Если меры по ослаблению шума в источнике недостаточны и
обслуживающему персоналу приходится находиться в условиях
повышенного шума длительное время, целесообразно пользоваться
индивидуальными защитными устройствами. Существуют два типа
таких устройств: противошумные наушники, прикрывающие сна-
ружи ушную раковину, и противошумные вкладыши, помещаемые
внутрь слухового прохода. Наушники рекомендуются типа БВ-1
конструкции Всесоюзного научно-исследовательского института
охраны труда, а вкладыши — из специального материала ФПА-Ш,
разработанные Институтом гигиены труда и профессиональных
заболеваний АМН СССР совместно с Физико-химическим инсти-
тутом им. Л. Я- Карпова. Следует заметить, что ношение противо-
шумных устройств даже в продолжение части рабочего дня по-
лезно, так как при этом отдыхают органы слуха, а следовательно,
и весь организм.
Получают распространение специальные кабины для опера-
тора с пультом дистанционного управления, изолированные от
шума и пыли и снабженные кондиционером. Такие кабины можно
рекомендовать как средство комплексного решения задачи улуч-
шения санитарно-гигиенических условий труда. Наиболее уни-
версальным мероприятием, отвечающим современному уровню
техники, является автоматизация процессов дробления с выводом
обслуживающего персонала из зоны действия шума, пыли и
вибрации.
Запыленность воздуха и меры борьбы с нею. Запыленность
воздуха вблизи работающих роторных дробилок без применения
средств обеспыливания значительно превышает санитарную норму.
По данным исследований запыленность воздуха у роторной дро-
билки типа СМ-624, установленной на Горенском карьероуправ-
лении в помещении и перерабатывающей известняк со средневзве-
шенным пределом прочности при сжатии 475 кгс/см2 при произво-
дительности 40 т/ч и влажности продуктов дробления 4,25%,
достигала сотен мг/м3 (табл. 25).
Подобное явление отмечается и при работе однороторных
дробилок моделей С-643, С-687 и С-790. Содержание пыли вблизи
этих дробилок, и особенно в местах выпуска продуктов дробле-
ния, измеряется многими десятками и сотнями мг/м3. Такая за-
пыленность воздуха объясняется высокой степенью дробления,
свойственной ударному способу разрушения кусковых материалов.
Интенсивное образование пыли сочетается с созданием на холостом
ходу направленных потоков воздуха. В результате пыль выду-
240
Таблица 25
Запыленность воздуха при работе однороторной дробилки СМ-624
(аспирация отсутствует)
Место отбора проб	Число проб	Концентрация пыли в мг/м9	
		Пределы колебаний	Средняя
Под дробилкой, у натяжного барабана разгрузочного конвейера 		14	532,0—152,2	282,5
Слева от корпуса дробилки на расстоянии 2,5 м, на уровне дыхания		14	74,5—57,8	66,5
Справа от дробилки на рас- стоянии 2,0 м, на уровне дыхания		14	76,6—43,3	55,9
В месте выпуска материала на разгрузочный конвейер	18	И 670—3720	6360,0
Таблица 26
Интенсивность образования пыли при переработке известняков
роторными дробилками (ор= 30 м/с)
Модель	Характеристика известняков, месторождение	Характеристика работы дробилки				Число проб	Интенсив- ность образо- вания пыли	
		Производитель- ность в т/ч	Стадия перера- ! ботки	1	Влажность мате- риала в %	1 Количество воздуха в мэ/ч		1 средняя в кг/ч	на 1 т перераба- тываемого мате- риала в кг
СМ-624	Мягкие, Горенское	40	Вторич- ная	4,2	2 500 *	18	13,5	0,34
С-643	Прочные, Пятовское	185	То же	4,1	3 600 **	11	20,4	0,11
С-643	Прочные, То- варковское	217	»	2,9	5 420 **	13	62,0	0,29
С-687	Крепкие, Ковровское	206	Первич- ная	7,5—11,1	6 625 *	39	4,3	0,02
С-790	Прочные, Пятовское	480	То же	—	12 100 *	4	135,0	0,28
С-790 (при Ур ;40 м/с) * $	Отборный камень, Пятовское Нагнетаемого дро Отсасываемого ас	670 билкс пират	» эн на рабо1 (ИОННОЙ уст	ем ходу, ановкой.	14 750 *	6	335,5	0,50
16 В. А. Бауман
241
вается из дробилок и разносится на большие расстояния. Отсюда
становится очевидной «пылевая опасность» этих машин.
В табл. 26 приведены результаты определения одного из
основных показателей санитарно-гигиенической характеристики
пылящего оборудования — интенсивности образования пыли.
Данные табл. 26 показывают, что хотя интенсивность образо-
вания пыли при получении щебня из карбонатных пород значи-
тельно колеблется в зависимости от влажности и наличия мягких
включений, уровни ее весьма велики. Они составляют 0,11—
0,29 кг на каждую тонну перерабатываемого материала (или
20,4—62,0 кг/ч по измерениям в аспирационных воздухопроводах).
Можно предполагать, что такая же повышенная интенсивность
образования пыли будет наблюдаться и при переработке других
пород и материалов. По данным Л. Энгельса при аспирации ротор-
ной дробилки, размещенной в каменноугольной шахте, количество
отсасываемой пыли составляло 3—8 г на 1 м3 воздуха.
В табл. 27 приведена дисперсность образующейся пыли.
Дисперсный состав определен в двух местах: на выходе пылевоз-
душного потока из укрытия разгрузочной течки и на расстоянии
5 м от конца укрытия, над конвейерной лентой. В связи со специ-
фикой условий пробы отобраны путем пересечения потока предмет-
ным стеклом с нанесенным на него тонким слоем фиксирующей
среды. Подсчет числа частиц выполнен под микроскопом при уве-
личении в 900 раз. Пыль разделена по фракциям только в пределах
крупности до 10 мкм. Остальная пыль отнесена к группе более
10 мкм.
Таблица 27
Дисперсный состав пыли при работе дробилки С-687
(Ковровское карьероуправление, число проб 6)
Место отбора	Содержание фракций пыли в %			
	До 2 мкм	2—5 мкм	5—10 мкм	Более 10 мкм
На выходе потока из укрытия разгрузоч- ной течки 		18,2	36,5	10,5	34,8
Над ленточным кон- вейером в 5 м от кон- ца укрытия ....	23,2	36,2	23,1	17,5
Из табл. 27 видно, что содержание пыли с размерами до 10 мкм
на выходе воздушного потока из укрытия составляет 65,2% и
возрастает до 82,5% на расстоянии 5 м от него. Пыль способна
длительное время витать в воздухе; она создает устойчивое об-
242
лако вблизи дробилки, вызывая опасность профессионального
заболевания среди рабочих.
Таким образом, работа однороторных дробилок отличается
высокой интенсивностью образования и выделения пыли, причем
в пыли содержатся в значительном количестве мелкодисперсные
фракции. Пылевая характеристика однороторных дробилок сви-
детельствует о необходимости применения радикальных средств
по оздоровлению условий труда работающих в цехах дробильно-
сортировочных и обогатительных фабрик. Средствами оздоровле-
ния труда являются: снижение пылеобразования в его источнике;
гидрообеспыливание; изоляция обслуживающего персонала в спе-
циальных кабинах с пультами дистанционного управления дро-
билкой; индивидуальные средства защиты от пыли; аспи-
рация.
Количество мелких пылевых частиц, образующихся при удар-
ном дроблении, в значительной степени зависит от окружной ско-
рости ротора, являющейся основным средством регулирования
крупности кусков продукта дробления. С увеличением скорости
увеличивается и выход мелких пылевых частиц, поэтому сни-
жение окружной скорости ротора может уменьшить пылеобра-
зование.
Однако выбор оптимальной скорости прежде всего диктуется
максимальным выходом деловых фракций продукта дробления,
поэтому использование снижения окружной скорости как средства
уменьшения выхода пыли весьма ограничено. Его следует приме-
нять, сообразуясь с технологической возможностью.
Гидрообеспыливание может быть рекомендовано как дополни-
тельное средство борьбы, когда увлажнение продукта дробления
допустимо или желательно. В этих случаях вода может пода-
ваться в дробилку в промежутки между отражательными пли-
тами и выводиться вместе с увлажненным продуктом дроб-
ления.
Одним из средств защиты от пыли является устройство спе-
циальных кабин, изолированных от пыли и шума, для машини-
стов-операторов с пультом дистанционного управления. Это сред-
ство дает возможность значительную долю рабочего времени обес-
печить нормальные санитарно-гигиенические условия для обслу-
живающего персонала. Однако она полностью не исключает
необходимости нахождения рабочего в помещении вне кабины,
где запыленность воздуха может превышать допустимые уровни,
например, для непосредственного осмотра машины. В этом случае,
особенно при наличии пыли, содержащей свободную двуокись
кремния (SiO2) или другие фиброгенные соединения, необходимо
применять индивидуальные средства защиты. Эффективны бескла-
панные противопылевые респираторы типа ШБ-1 «Лепесток».
Эти респираторы предназначены для защиты органов дыхания от
пыли, содержащейся в воздухе в концентрациях, превышающих
предельно допустимые.
16:
243
Наиболее приемлемым и эффективным способом обеспыливания
роторных дробилок является аспирация. Известно, что аспирация
машин, работа движущихся частей которых сопровождается
перемещением больших масс воздуха, представляет определенную
трудность. Она вызвана необходимостью учитывать в каждом
отдельном случае направление и расход воздушных потоков, воз-
никающих на холостом и рабочем ходу.
Метод расчета аспирации, излагаемый в гл. X, создан на базе
изучения аэродинамических особенностей дробилок и направлен
на решение наиболее существенной задачи — определение по-
требного количества аспирационного воздуха, от чего во многом
зависит создание гигиенически эффективной и технически рацио-
нальной системы.
ГЛАВА X
АЭРОДИНАМИЧЕСКИЕ ОСОБЕННОСТИ
РОТОРНЫХ ДРОБИЛОК И ИХ АСПИРАЦИЯ
1.	СХЕМА ФОРМИРОВАНИЯ ВОЗДУШНЫХ ПОТОКОВ
Роторные дробилки одна от другой могут отличаться располо-
жением ротора в рабочей камере, направлением вращения ротора
по отношению к направлению загрузки материала, размещением
конструктивных элементов в рабочей камере, их формой и строе-
нием, расстоянием от создаваемой ротором воздушной струи,
размерами рабочих камер, формой стенок корпуса и других по-
верхностей. Все эти элементы влияют на формирование воздушных
потоков и одновременно представляют собой местные гидравличе-
ские сопротивления движущемуся воздуху. Ясно, что от соотно-
шения сопротивлений отдельных частей могут создаваться воздуш-
ные потоки с различными направлениями в пределах корпуса.
Если, например, в рабочую камеру модели дробилки ввести до-
полнительно переднюю или заднюю стенку и закреплять ее во
время опыта на некотором расстоянии от окружности вращения
ротора, изменяя тем самым соотношение местных сопротивлений
между частями установки, получим различные схемы воздушных
потоков. На рис. 143 показаны три схемы формирования воздуш-
ных потоков у однороторных дробилок:
а)	воздух засасывается через приемное отверстие и нагнетается
через разгрузочное отверстие (рис. 143, а). Это положение устой-
чиво сохраняется на холостом и на рабочем ходу;
б)	воздух нагнетается в приемное отверстие дробилки, на-
встречу движению материала (рис. 143, б). На рабочем ходу харак-
тер воздушных потоков осложняется эжектирующим действием
материала, в результате чего часть или весь поток холостого
хода увлекается в выпускную течку;
в)	устанавливается режим аэродинамического равновесия, ха-
рактеризующийся циркулирующими потоками внутри корпуса
дробилки (рис. 143, в).
В настоящее время на отечественных предприятиях эксплуати-
руются два типа однороторных дробилок: с отражательными
колосниковыми решетками и с отражательными плитами. Кон-
структивные особенности дробилок приводят к различиям в харак-
тере формирования дробилками воздушных потоков.
Колосниковые решетки имеют суммарную величину зазоров,
равную 44—77% от площади сечения камеры дробления (в зави-
симости от технологической настройки), и потому не оказывают
245
решающего влияния на формирование воздушных потоков. Воздух,
приводимый в движение ротором, омывает колосники по зазорам
и смыкается позади них вновь в единый поток. У дробилок с ко-
лосниковыми решетками моделей СМ-624, С-643, С-687 и подоб-
ных им создается один поток нагнетания в выпускное отверстие
(рис. 144).
Рис. 143. Принципиальные схемы формирования воздушных
потоков у однороторных дробилок в зависимости от взаим-
ного положения ротора и стенок
Рис. 144. Схема воздушных потоков у
дробилки модели С-643 с колосниковыми
решетками
Рис. 145. Схема воздушных пото-
ков у роторной дробилки модели
СМД-75 с отражательными плитами
Однороторные дробилки с отражательными плитами более
сложны в аэродинамическом отношении, чем дробилки с колосни-
ковыми решетками. Отражательные плиты представляют собой
плоскости, по которым воздушные массы растекаются в полости
дробилки. Своими нижними концами плиты почти вплотную при-
мыкают к окружности вращения ротора и, следовательно, рассе-
кают создаваемый ротором воздушный поток на два противопо-
ложно направленных, один из которых перемещается по плитам
вверх, в сторону приемного отверстия, другой нагнетается в раз-
246
Грузочноё отверстие. Поэтому у дробилок с отражательными пли-
тами типов ДРС-10Х10, ДРК-12Х10 и подобных им создаются
два потока воздуха: в разгрузочное и приемное отверстия
(рис. 145).
2.	ЭЛЕМЕНТЫ ТЕОРИИ ВЕНТИЛИРУЮЩЕЙ
СПОСОБНОСТИ * ОДНОРОТОРНЫХ ДРОБИЛОК
Роторная дробилка в аэродинамическом отношении представ-
ляет собой простейший лопаточный вентилятор (нагнетатель),
так как обладает основными характерными для него признаками:
она имеет рабочее колесо—ротор, приводящий воздушную среду
в движение, и корпус, формирующий воздушный поток.
Наибольшее сходство роторная дробилка обнаруживает с на-
гнетателями, используемыми чаще всего в качестве насосов. Такое
сходство позволяет применять при изучении роторных дробилок
законы аэродинамики, а также дает возможность использовать
методы исследований и приемы расчетов, известные в гидравлике.
Однако механическое перенесение основ теории вентиляторов
и насосов в область аэродинамики роторных дробилок не всегда
возможно, так как дробилки имеют свои особенности. Поэтому
для решения поставленной задачи важное значение имеет специ-
альный теоретический анализ главной особенности роторных дро-
билок — вентилирующей способности.
В первом приближении можно принять, что свободно враща-
ющееся било взаимодействует с ограниченным объемом воздуха,
определяемым размерами рабочей поверхности и удаленностью
этой поверхности от оси вращения. Известно, что объем фигуры,
образованный плоскостью при вращении около неподвижной оси
(т. е. цилиндрической трубы), равен
V = л/6 (D — 6),
где л — 3,14; I — длина образующей; 6 — толщина трубы; D —
внешний диаметр.
Тогда для ротора дробилки
Ур = л/.р/гб (Г)р —/гб).
С таким объемом воздуха взаимодействуют била ротора при
одном полном обороте вокруг оси. Расход воздуха будет зависеть
от скорости вращения, т. е. определится числом оборотов ротора.
Отсюда теоретический расход воздуха, который способен создать
ротор, в м3/ч
IPp = 60nLpnh6 (О.р — /гб),
где п — число оборотов ротора в минуту; Z.p, h6, Dp — размеры в м.
* «Вентилирующая способность» — свойство роторных дробилок создавать
на холостом ходу направленные воздушные потоки.
247
Воздушные потоки, создаваемые ротором, от момента возник-
новения до истечения из дробилки подвержены действию сил
гидравлических сопротивлений, поэтому их реальный расход
меньше теоретического на некоторую величину. Учтем эту вели-
чину коэффициентом kw — коэффициентом вентилирующей спо-
собности. Тогда расход нагнетаемого дробилкой воздуха в м3/ч
W№ = 6QkwnLpnh6(Dp~~ h6).	(10.1)
Такого вида формула достаточно широко известна в практике
расчета воздуходувных гидравлических машин. Она может быть
выведена также на основании уравнения Л. Эйлера о равенстве
момента количества движения моменту приложенных сил.
Формула полностью соответствует выражению, определяющему
вентилирующую способность однороторных дробилок с колосни-
ковыми решетками (создающих один поток нагнетания), но тре-
бует дальнейшего уточнения применительно к дробилкам с отра-
жательными плитами.
В формуле (10.1) неизвестным составляющим является коэф-
фициент kw. Для нахождения величины этого коэффициента
можно воспользоваться способом, основанным на измерении воз-
душных потоков у типовых образцов дробилок, подобно тому, как
это выполняется при нахождении характеристик вентиляторов.
Так, многократные измерения на действующих дробилках и их
моделях позволили установить, что для однороторных дробилок
с колосниковыми решетками kw -= 0,42, для однороторных дро-
билок типа ДРС-10х Юс тремя отражательными плитами коэф-
фициент kw в среднем равен 0,34.
С учетом численных значений коэффициента kw, а также
числа л вентилирующая способность однороторных дробилок
с колосниковыми решетками
Гдр = 79,2ЛриЛб(Ор-Лб).	(10.2)
Для однороторных дробилок с отражательными плитами не-
обходимо знать расход каждого из двух потоков нагнетания.
Распределение их в противоположные от ротора стороны находим,
предварительно допустив, что производительность каждого потока
определяется углом охвата ротора отражательной плитой. Это
означает, что в разгрузочное отверстие будет нагнетаться часть
360° — а,
потока, соответствующая отношению —3^5—-, а в приемное
а, ,
отверстие — соответствующая отношению -ggyo- (ai — угол охвата
ротора отражательной плитой).
В действительности же распределение воздуха зависит не
только от угла охвата ротора плитами, но и от угла наклона
нижней части плиты относительно направления движения нерас-
сеченного потока, а также от ширины выходной щели s. Поэтому
дальнейшее уточнение допущения требует прежде всего учета
248
условий рассечения воздушного потока нижним краем отражатель-
ной плиты. Принимаем, что при рассечении воздушного потока
отражательной плитой 1 (рис. 146) соблюдаются условия, харак-
терные для рассечения плоского турбулентного потока пло-
скостью, т. е. W = W3 + W2. Тогда каждая из частей потока
может быть определена равенствами
= 0,5Т7 (1 + cos ср);
W2 = 0,5W (1 — cos ср).
Для решения равенств вполне достаточно определить две ве-
личины: направление скорости схода воздуха с била и угол на-
клона нижней части плиты относительно вектора этой скорости.
Рис. 146. Схема рассечения воз- Рис. 147. Схема к способу расчета веи-
душного потока отражательной тилирующей способности однороторных
плитой	дробилок с отражательными плитами
Рассмотрим способ определения скорости схода воздуха с била.
Возникновение воздушных потоков при работе дробилок свя-
зано с воздействием на воздушную среду сил вращения ротора.
При этом могут быть выделены силы, действующие в направле-
нии вращения (нормально к рабочей поверхности била), и центро-
бежные силы, действующие в радиальном направлении (от оси
ротора к периферии). Действие сил вызывает появление расход-
ного и относительного течений (рис. 147), которые взаимно накла-
дываются, образуя общий воздушный поток. Характеристикой
каждого из течений и общего потока является скорость: и , и0, иабс.
Скорость расходного течения, по существу, равна окружной ско-
рости ротора (в непосредственной близости от рабочей поверх-
ности била). Скорость относительного течения
Абсолютную скорость схода воздуха с била находим из тре-
угольника скоростей:
иабс =	+ и0-
249
Направление абсолютной скорости схода воздуха с била выра-
жаем через тангенс угла схода а2, т. е. — .
уг>
Решение всей задачи с использованием теоретических поло-
жений о распределении воздушных струй при настилании плоского
турбулентного потока на плоскую стенку и рассечении потока
плоскостью приводит к следующим зависимостям:
количество воздуха, нагнетаемого дробилкой в разгрузочное
отверстие, в м3/ч
1Евып =~	(-^р	^б) X
х [1~^+°-5з1к(1-С0М;	<10-3)
количество воздуха, нагнетаемого дробилкой в приемное от-
верстие, в м3/ч
U7r, = 60kwnLpnh6(Dp — Ae)0,5^r(l -|- costpj), (Ю.4)
оои
где а,— угол охвата ротора отражательной плитой в град.;
ср j — угол наклона нижнего края отражательной плиты к на-
правлению абсолютной скорости схода воздуха с била в град.
Зависимости (10.3) и (10.4) могут быть применены для отра-
жения вентилирующей способности в том случае, если плиты
зафиксированы неподвижно и величина s во время работы не
изменяется. Однако конструкция однороторных дробилок типа
ДРС-10Х10 и ДРК-12Х10 предусматривает широкую регули-
руемость положения отражательных плит в целях изменения про-
изводительности и гранулометрического состава. Так, в рабочее
положение может быть введена только одна из плит, или любые
две, или все три одновременно. Следовательно, угол охвата ротора
будет различным. Кроме того, все три отражательные плиты могут
быть полностью выведены из рабочего положения и угол охвата
ротора будет равен нулю. Если учесть к тому же, что величина
зазора между нижним краем каждой из плит и окружностью вра-
щения ротора при работе колеблется и может даже специально
регулироваться в пределах приблизительно десятикратной вели-
чины минимально допустимого зазора, становится очевидным мно-
жество значений расхода каждого из двух потоков воздуха, на-
гнетаемых дробилкой.
Возникает необходимость создания обобщенного способа рас-
чета вентилирующей способности для данного типа роторных дро-
билок. Обобщенное решение задачи требует выявления такого
режима технологической настройки дробилки, при котором усло-
вия обеспыливания будут наиболее тяжелыми.
Анализ основных вариантов работы дробилки показал, что
таким условиям отвечает режим при поднятых первой и второй
253
отражательных плитах и опущенной в крайнее нижнее положение
третьей плите с одновременным учетом возможности полного
отсечения части потока в сторону приемного отверстия дробилки
и дополнительного протекания воздуха в сторону выпускного
отверстия при увеличении ширины выходной щели.
Исходя из этих граничных условий, расчетное количество
воздуха, нагнетаемого в сторону разгрузочного отверстия, в м3/ч:
Г НЬ1П = бО^лЬрПЙб (Dp — йб) х
х + • <10-5)
Расчетное количество воздуха, нагнетаемого в сторону прием-
ного отверстия, в м3/ч
rnp = 60^n£pn/i6(Dp-/i6)^-,	(10.6)
где а]_з — максимальный угол охвата ротора отражательными
плитами в град.; для дробилок типа ДРС-10Х10 а= 155°.
В качестве примера расчета необходимых величин, т. е. угла
охвата ротора плитами и угла наклона нижнего края плиты к на-
правлению нерассеченного воздушного потока, рассмотрим работу
дробилки типа ДРС-lOxlO в режиме, когда первая отражатель-
ная плита опущена в крайнее нижнее положение (см. рис. 147).
Как видно из приведенной схемы, СЦ = 90° + {3, — ср = 75°,
где Pi — угол установки первой отражательной плиты (для нашего
случая Pi = 10°); ср— угол установки приемного лотка (в нашем
примере ср = 25°).
Направление абсолютной скорости схода воздуха с била зави-
сит от соотношения скоростей относительного и расходного
течений и может быть найдено из выражения
+	_ vo __ 2КЛб(£)р Лб)
g 2 ” vp -	Dp	’
откуда по таблицам тригонометрических функций получаем вели-
чину угла а2, характеризующего направление абсолютной ско-
рости схода воздуха с била. Для дробилки типа ДРС-10X10
а2 = 33°.
Угол наклона нижнего края отражательной плиты к направле-
нию схода воздуха с била находим, применив способ наложения
угла а2 на конструктивную схему дробилки. Геометрическое на-
ложение в данном случае заключается в совмещении вершины
угла а2 с нижним краем отражательной плиты, поскольку нижний
край находится в зоне активного (не размытого) факела потока
и рассекает его на два разнонаправленных потока. Для рассма-
триваемого режима
Ф1 = 90° + Pj + ф — а,; <рх = 77°.
251
При подстановке в выражения (10.5) и (10.6) конкретных
значений величин kw, л, а,„3, <р(, характеризующих одноротор-
ную дробилку типа ДРС-lOxlO, получим следующие расчетные
формулы:
Гвь,п = 47£рп/г0(Ор-/гб);	(10.7)
UZnp = 27,5ЛрпАб (Z?p — Аб).	(10.8)
Данный обобщенный способ расчета вентилирующей способ-
ности применим для машин с колеблющейся или регулируемой
шириной выпускной щели камеры дробления.
3. ЭЖЕКЦИЯ ВОЗДУХА
ДРОБИМЫМ МАТЕРИАЛОМ
Решение вопросов аспирации оборудования, в котором проис-
ходит переработка и транспортирование кусковых материалов,
нередко зависит от правильного определения объема эжектируе-
мого воздуха. При работе однороторных дробилок в разгрузочных
отверстиях и выпускных течках образуется сквозной поток мате-
риала и воздуха с одинаковым направлением движения компо-
нентов и эффект эжекции снижается. Существует даже предполо-
жение, что степень проявления ее невелика и может не приниматься
в расчет при установлении объема аспирации.
Между тем на рабочем ходу этих машин наблюдается значи-
тельное увеличение расхода нагнетаемого воздуха по сравнению
с расходом на холостом ходу. Это объясняется тем, что скорость
выброса цм продуктов дробления из дробилок во много раз пре-
вышает скорость воздушных потоков цв. х в выпускных течках
при холостой работе. Такое превышение и является показателем
проявления эжекции. В роторных дробилках с отражательными
плитами, имеющими угол установки последней плиты 90° (напри-
мер, дробилка типа ДРС-10Х10), скорость выброса vu 0,7ир
и отношение скоростей 25. В дробилках с колосниковыми
УВ. X
решетками модели С-643 (см. рис. 144)	0,4ц_, —15н-23.
1 Ув. X
Если же на выходе из дробилки установить специальные плиты,
снижающие скорость выброса материала, или применить дробилки
типа, изображенного на рис. 74 и 76, то величина vM может быть
уменьшена до скорости свободного падения и эжектирующее
действие сведено до минимума.
Сложность изучения турбулентных пульсаций в многокомпо-
нентных сквозных потоках, какими являются потоки .материала
в течках, трубах и желобах, вынуждает пользоваться при расчетах
эжекции упрощенными моделями явления, в связи с чем рас-
четные формулы отражают обычно конкретные условия работы обо-
рудования.
Экспериментальные исследования, проведенные Институтом
гигиены труда и профессиональных заболеваний АМН СССР на
252
действующих установках типа, изображенного на рис. 130, с дро-
билками СМ-624, С-687 и С-790, показали линейную зависимость
объема эжектируемого воздуха 1КЭЖ от производительности дро-
билки Q в м3/ч:
1СЭЖ=--.^,	(10.9)
где коэффициент пропорциональности k для условий опытов
составлял 10,3—13,3, или в среднем 12.
В опытах средневзвешенный размер продукта дробления
составлял 30—90 мм, окружная скорость ротора 30—40 м/с,
высота выпускных течек 1,5—2,7 м. Эти условия отвечают боль-
шинству установок роторных дробилок с колосниковыми отра-
жательными решетками, что дает основание для использования
зависимости (10.9) при k = 12 для практических расчетов.
Для роторных дробилок с отражательными плитами при
наличии плит, снижающих скорость выброса, выражение (10-9)
можно использовать лишь для ориентировочных расчетов.
Аналитической разработкой получена более общая зависимость,
применимая для условий выпуска материала из роторных дро-
билок по течкам без промежуточных устройств (бункеров, доза-
торов, затворов);
П7ЭЖ = k3KF, (ом - цв. х) ,	(10.10)
где /гэж —коэффициент эжекции; FT—площадь сечения течки
в м2; цм—vB. х — относительная скорость падения материала
в движущейся среде; FM — площадь сечения потока материала в м2.
Коэффициент /гэж отражает аэродинамические явления при
обтекании потока материала воздухом, а также трение, вихреобра-
зование и прочие сопутствующие явления, приводящие к преоб-
разованию энергии падающих кусков в поток эжектируемого
воздуха. В пределах изученных условий /гэж = 0,1-н0,3.
р
Отношение -=^ представляет собой степень заполнения течки,
Г т
т. е. отражает производительность дробилки и конструктивное
оформление течки. Влияние этой величины на П7ЭЖ весьма зна-
з/у
чительное, например, при FT У 10FM область значений 1/
находится в пределах 0,46—1,0.
Существенное значение для решения вопросов эжекции воз-
духа имеет правильное определение площади сечения потока
выбрасываемого материала. Основу предлагаемого способа расчета
составляют следующие положения:
1)	поток выбрасываемого материала характеризуется как пуль-
сирующий с частотой, равной периодичности нанесения ударов
билами по материалу;
253
2)	площадь сечения потока материала равна суммарной пло-
щади сечений отдельных кусков, составляющих единичный пор-
ционный выброс ротора;
3)	гранулометрический состав получаемого продукта представ-
лен средневзвешенным куском;
4)	щебень, получаемый при работе роторных дробилок, со-
стоит преимущественно из зерен кубообразной формы. Модель
зерна определяется следующими размерами сторон (см. § 1, гл. I):
длина 1,5d, ширина d, толщина 0,65d, объем куска 0,5d3;
5)	площадь основания падающего куска определяется из усло-
вия равной вероятности падения его одной стороной (из-.трех
разных сторон), т. е. для средневзвешенного куска dcs равна
-|/0^св)2 + (1.5-0.65Q2 + (0,65^в)2 = j
Схема расчета площади сечения потока материала. Произво-
дительность роторной дробилки, соответствующая порционному
выбросу в кг,
qi   Одр1000
-Л- z-3600
где фдр — производительность дробилки в т/ч; п — число оборотов
ротора в минуту; z — условное число бил ротора.
Средневзвешенный размер куска в мм, представляющий собой
средний поперечный размер продукта данного гранулометриче-
ского состава, определяется формулой (1.6).
Число средневзвешенных кусков, составляющих порционный
выброс,
где дсв = 0,5	Ро-ЮОО—масса средневзвешенного
куска в кг; р0 —объемная масса материала в г/см3.
Суммарная площадь сечений средневзвешенных кусков, со-
держащихся в порционном выбросе,
Одр1ооо
тгг-36Ю0-5(тжг)’"«-'»00
После обычных сокращений и преобразований получим сле-
дующую расчетную формулу FM в м2:
F — 36 5—.
м	nzdCBp0
(10.11)
254
Известно, что раздробленные куски выбрасываются с неодина-
ковой скоростью. Поэтому для определения площади сечения по-
тока материала необходимо ввести в формулу (10.11) поправоч-
ный коэффициент kH, отражающий неравномерность потока.
Анализ имеющихся данных показал, что для практических расче-
тов величина поправочного коэффициента может быть принята
равной 0,35.
4.	КОНСТРУКЦИЯ АСПИРИРУЕМОГО УКРЫТИЯ
Воздушный поток, нагнетаемый роторной дробилкой в укры-
тие, по условиям обеспыливания должен быть «поглощен» пото-
ком аспирационного воздуха. В укрытии, следовательно, создается
система струя—отсос, которая действует в полузамкнутом про-
странстве.
Исследования взаимодействия таких потоков показывают, что
надежное «поглощение», или обеспыливание, не достигается при
объеме аспирации, равном объему поступающего воздуха. Это
детально отразил, например, А. С. Серенко с соавторами при
изучении вопросов обеспыливания желобов и течек при падении
по ним дробленых материалов. Авторы исследовали затухание
влияния эжекции воздуха по мере усиления аспирационного
отсоса.
Анализируя полученные результаты в виде зависимости
v = f (vK), где v—скорость воздушного потока, созданного до
пересыпки материала, а ук — скорость воздуха от эжектирующего
действия материала, авторы пришли к выводу, что эжектирующее
действие материалов, движущихся по трубам, следует всегда учи-
тывать при v (1,4-ч—1,6) vK. При этом в аспирируемых укрытиях
возможны изменения установленных разрежений, уменьшение
их и даже образование избыточных давлений. При условии v =
= (1,4-=-1,6) vK эжектирующие свойства материалов не влияют
на установленный режим разрежений в укрытиях.
Очевидно, аналогичная закономерность возникнет и в случае,
если рассматривать струю воздуха, нагнетаемую в аспирируемое
укрытие, так как существо взаимодействия системы струя—отсос
не изменится. Применительно к практическим вопросам аспирации
роторных дробилок результаты данной экспериментальной работы
приобретают совершенно конкретный смысл: для обеспыливания
необходимо, чтобы количество аспирационного воздуха минимум
в 1,4 раза превышало количество воздуха, нагнетаемого дробил-
ками на рабочем ходу. При этом возмущающее действие нагне-
таемых потоков на режим работы местного отсоса не проявляется
и обеспечивается надежное обеспыливание. Данное положение
должно быть отражено в методике расчета аспирации роторных
дробилок в виде коэффициента, равного 1,4.
Расход воздуха, достаточный для обеспыливания дробилки,
зависит, помимо прочего, от типа аспирируемого укрытия. Во всех
255
конструкциях укрытий, применяемых в дробильных цехах,
часть аспирационного воздуха расходуется на подсосы через
неплотности, в результате чего предупреждается распространение
пыли в окружающее пространство. Однако нагнетание роторной
дробилкой в укрытие мощного потока воздуха приводит к зна-
чительному расходу аспирационного воздуха и к очень большим
подсосам при аспирации. При испытании типового укрытия с оди-
нарными стенками (рис. 148), примененного на Товарковской
дробильно-сортировочной фабрике для аспирации однороторной
дробилки модели С-643, было установлено, что подсосы состав-
ляли более 40% производительности отсоса. Обеспыливание в та-
ких условиях может быть достигнуто лишь путем значительного
Рис. 148. Схема конвейерного укрытия, используемого для аспи-
рации дробилки модели С-643:
1 — течка; 2 — корпус укрытия; 3 — аспирационный отсос; 4 — уплотни-
тельный клапан; 5 — крышка смотрового люка
увеличения потребного количества воздуха, что для роторных
дробилок нельзя признать рациональным.
Более совершенно укрытие типа СПОТ с двойными стенками
и с вентилируемыми боковыми камерами, разработанное Свердлов-
ским институтом охраны труда. В сочетании с обводными венти-
ляционными каналами оно рекомендуется для аспирации, напри-
мер, молотковых дробилок (рис. 149).
На рис. 150 показана схема укрытия, предложенная Всесоюз-
ным научно-исследовательским институтом нерудных строитель-
ных материалов и гидромеханизации. Это укрытие объемного
типа. Внутри встроены полки — гасители скорости материала и
воздушного потока. Пыль отсасывается через вентиляционные
окна по двум боковым воздухопроводам. Размеры укрытия,
испытанного на Таллинском комбинате нерудных материалов
и предназначенного для аспирации роторной дробилки модели
С-643, следующие: высота 1250 мм, длина 2800 мм, ширина 1235 мм.
Укрытие испытано при большом расходе воздуха— 12 500 м3/ч
(по нашим данным количество потребного аспирационного воз-
духа для дробилки модели С-643 составляет 7100 м3/ч), и су-
дить об его эффективности затруднительно. По сведениям авто-
256
ров конструкции при производительности отсоса 10 000 м3/ч
эффективность укрытия была невысокой: остаточная запылен-
ность воздуха на расстоянии 1 м от
укрытия составляла 500 мг/м3, а на
го — 120 мг/м3.
В Институте гигиены труда и про-
фессиональных заболеваний АМН СССР
разработан вариант укрытия с учетом
специфики работы роторных дробилок.
Реализация опытного образца на одной
из дробильно-сортировочных фабрик
показала возможность снижения вели-
чины подсосов до 15%. Схема укрытия
изображена на рис. 151. В основу его по-
ложено типовое укрытие с одинарными
стенками. Внутри смонтировано уст-
ройство, предназначенное для отделе-
ния пылевоздушного потока от дроб-
выхода материала из
уровне дыхания рабоче-
леного материала и направления потока
в местный отсос. Главным элемен-
том устройства является направляю-
щая плита (стальной лист толщиной
3—5 мм), которая установлена попе-
рек укрытия под углом 45° к его про-
дольной оси. Исследования показы-
Рис. 149. Рекомендуемая
схема аспирации молотковой
дробилки:
1 — обводной вентиляционный
канал; 2 — молотковая дро-
билка; 3 — аспирационный
отсос; 4 — укрытие типа СИОТ
с боковыми вентилируемыми
камерами
вают, что при.таком угле установки про-
исходит безотрывное скольжение потока по плоскости, т. е.
не возникают дополнительные возмущения потока, что в данном
случае существенно.
Рис. 150. Схема укрытия конструкции ВНИИНеруд:
/ — корпус; 2 — воздухопровод; 3 — вентиляционное окно; 4 — дополнительный отсос;
5 — уплотнительный клапан
Направляющая плита может поворачиваться на оси. Нормаль-
ная работа устройства протекает при неподвижном положении
плиты. Для этого расстояние от нижнего края плиты до ленты
конвейера оставляется таким, чтобы обеспечивался свободный
17 В. А. Баума
257
пропуск материала без соприкосновения с плитой (это простран-
ство закрыто клапаном из мягкой прорезиненной ленты). При
внезапном увеличении производительности дробилки, когда вы-
сота слоя материала превысит установленный зазор, плита по-
вернется в сторону движения конвейерной ленты, и материал
Рис. 151. Схема укрытия конструкции института гигиены
труда и профессиональных заболеваний АМН СССР:
1 — уплотнительный клапан из мягкой прорезиненной ленты;
2 — направляющая плита; 3 — противовес; 4 — ось; 5 —
уплотнительный клапан; 6 — аспирационный отсос; 7 — верх-
няя стенка укрытия со скосом
будет пропущен за пределы укрытия. Затем плита возвратится
в исходное положение под действием противовеса.
Приемное отверстие местного отсоса — прямоугольное; его
большая сторона равна ширине укрытия. Верхняя стенка укрытия
имеет скос в сторону местного отсоса под тем же углом наклона,
что и направляющая плита, и вместе с направляющей плитой
образует канал для плавного поворота потока.
Таким образом, направляющее устройство в укрытии откло-
няет пылевоздушный поток в сторону местного отсоса, формирует
поток аспирационного воздуха в наиболее целесообразном на-
правлении, ликвидирует непроизводительные подсосы воздуха.
В укрытии, как это видно из схемы конструкции, осуще-
ствляется ввод в местный отсос всего нерасчлененного пылевоздуш-
ного потока, что весьма важно с точки зрения полноты отвода
пыли, так как интенсивность образования пыли при работе ро-
торных дробилок чрезвычайно велика.
За исходный параметр для конструктивной разработки эле-
ментов укрытия может быть принята высота слоя материала на
конвейерной ленте; это позволит уменьшить вертикальный размер
укрытия и приблизить спектр всасывания к материалу, обеспе-
чивая более надежное его обеспыливание.
258
Отвод пыли из укрытия осуществляется одинарным или сдво-
енным отсосом в зависимости от потребного количества аспира-
ционного воздуха.
Предварительные испытания укрытия на Товарковской дро-
бильно-сортировочной фабрике при аспирации роторной дро-
билки модели С-643 показали, что при расходе воздуха 5420 м3/ч
остаточная концентрация пыли в воздухе составляла на выходе
материала из укрытия 12,2 мг/м3, сбоку от укрытия на расстоянии
0,5—1,0 м 16,0—9,3 мг/м3, на рабочей площадке машиниста в зоне
дыхания 10,1 мг/м3 (средние показатели).
Как известно, подсосы воздуха в укрытии определяют по фор-
мулам, в которых за основные расчетные величины приняты пло-
щадь неплотностей и необходимое разрежение или скорость воз-
духа. Санитарными нормами СН—155—61 рекомендуется выра-
жение
= 3600Кнцн,
где FH — площадь неплотностей в укрытии в м2; v„ =
= (1н-0,65) ук — скорость движения воздуха в неплотностях
укрытия в м/с в зависимости от типа аспирируемого оборудова-
ния; ук— скорость материала при входе в укрытие, в м/с.
Формулы разработаны и применимы для укрытий объемного
типа, в которых путем увеличения емкости предусматривается вы-
равнивание давления на внутренние стенки. Использование этих
формул применительно к рекомендуемой Институтом гигиены
труда и профессиональных заболеваний АМН СССР конструкции
укрытия затруднено тем, что укрытие представляет собой канал
минимально необходимых размеров.
Лежащие в основе эффекта захвата и переноса пыли физи-
ко-механические закономерности в данном случае иные. Вырав-
нивание давления здесь не имеет определяющего значения и не
может явиться основой для расчета величины подсосов; аналогич-
но другим подобным вентиляционным каналам в укрытии будет
происходить увеличение разрежения по мере приближения к
плоскости стока. Величина подсосов при этом будет изменяться
в той же последовательности.
Поэтому для предлагаемой конструкции укрытия целесооб-
разно выразить величину подсосов в виде поправочного коэффи-
циента (коэффициента укрытия ky), который является показателем
кратности потребного количества аспирационного воздуха. Такой
показатель хотя и не отражает аналитической зависимости под-
сосов от влияющих факторов, но вполне характеризует укрытие
в целом, определяя степень его рациональности. В методе расчета
принята величина ky = 1,15, т. е. объем подсосов составляет
15% аспирационного воздуха.
Вопрос создания совершенной конструкции укрытия для
роторных дробилок еще нельзя считать окончательно решенным.
17;
259
5.	МЕТОД РАСЧЕТА АСПИРАЦИИ
ОДНОРОТОРНЫХ ДРОБИЛОК
В основе метода лежит определение вентилирующей способ-
ности каждой однороторной дробилки, эжектирующего действия
дробимого материала, затухания повышенного давления в укры-
тии от действия местного отсоса, а также определение подсосов
воздуха в укрытии.
Соответственно особенностям формирования воздушных по-
токов рекомендуются две основные схемы аспирации: с одним
местным отсосом от укрытия выпускной течки — для дробилок
Рис. 152. Рекомендуемые схемы аспирации роторных
дробилок:
а — с колосниковыми решетками; б — с отражательными
плитами
с колосниковыми решетками (рис. 152, а) и с двумя местными
отсосами, от выпускной и приемной течек — для дробилок с от-
ражательными плитами (рис. 152, б). Учитывая возможность
изменения положения отражательных плит в ходе эксплуатации,
целесообразно предусмотреть для данного типа дробилок в сети
воздухопроводов регулировочные устройства в целях корректи-
рования производительности каждого местного отсоса. Это обес-
печит эффективность аспирационной установки при любых изме-
нениях положения отражательных плит без переделок сети воз-
духопроводов.
Производительность местного отсоса в м3/ч для обеспыли-
вания однороторных дробилок с колосниковыми решетками мо-
делей СМ-624, С-643, С-687 и им подобных
1Гасп= 1,4/гу(№/др + 117эж).	(10.12)
Производительность местных отсосов для обеспыливания одно-
роторных дробилок с отражательными плитами составляет:
от укрытия выпускной течки
WZacn=l,4(WzBbin4- И7ЭЖ);	(10.13)
260
от укрытия приемной течки
И7асп = l,4feylFnp.	(10.14)
Величина коэффициента ky зависит от типа применяемого
укрытия. Рекомендуется использовать укрытие непроходного
типа конструкции Института гигиены труда и профессиональных
заболеваний АМН СССР, для которого ky = 1,15.
Пример 5. Рассчитать количество аспирационного воздуха,
требуемого для обеспыливания однороторной дробилки модели
С-643, работающей с окружной скоростью ротора 30 м/с и про-
изводительностью 100 м3/ч. Число оборотов ротора в минуту
п = 585; Lp = 0,7 м; Ор = 0,98 м; h6 = 0,115 м.
Определяем вентилирующую способность дробилки по фор-
муле (10.2):
№др = 79,2 0,7-585-0,115 (0,98 — 0,115) = 3220 м3/ч.
Рассчитываем количество воздуха, эжектируемого материалом,
по формуле (10.9):
№эж = 12-100 = 1200 м3/ч;
находим требуемое количество аспирационного воздуха с учетом
величины подсосов в укрытии (fey = 1,15) по формуле (10.12):
Ж1СП = 1,4 1,15(3220 + 1200) = 7100 м3/ч.
Пример 6. Рассчитать количество аспирационного воздуха,
необходимого для обеспыливания однороторной дробилки типа
ДРС-10 Х10, работающей с окружной скоростью ротора 50 м/с
и производительностью 50 м3/ч. Число оборотов ротора в минуту
п = 955; Lp = 1,0 м; Dp = 1,0 м; h6 = 0,11 м.
Определяем производительность местного отсоса от укрытия
разгрузочной течки:
по формуле (10.7) количество воздуха, нагнетаемого дробил-
кой в разгрузочное отверстие,
Гвып = 47• 1,0• 955 • 0,11 (1,0 — 0,11) = 4500 м3/ч;
количество воздуха, эжектируемого материалом ориентиро-
вочно [см. зависимость (10.9)],
№эж = 12 50 = 600 м3/ч;
производительность местного отсоса с учетом величины подсо-
сов в укрытии (fey = 1,15) согласно выражению (10.13)
W'acn = 1,4 1,115 (4500 + 600) = 8200 м3/ч.
261
Производительность местного отсоса от укрытия приемного
отверстия дробилки:
количество воздуха, нагнетаемого дробилкой в приемное от-
верстие [см. выражение (10.8)1,
№пр = 27,5-1,0-955-0, И (1,0 — 0,11) = 2600 м3/ч;
в соответствии с формулой (10.14) производительность местного
отсоса с учетом подсосов в укрытии (ky — 1,15)
Wасп = 1,4 1,15 2600 = 4200 м3/ч.
Общее количество аспирационного воздуха, требуемое для
обеспыливания однороторной дробилки типа ДРС-10Х10 при
окружной скорости ротора 50 м/с и производительности 50 м3/ч,
№асп = 8200 + 4200 = 12 400 м3/ч.
6.	УСОВЕРШЕНСТВОВАНИЕ КОНСТРУКЦИИ
ОДНОРОТОРНЫХ ДРОБИЛОК с УЧЕТОМ
САНИТАРНО-ГИГИЕНИЧЕСКИХ И АЭРОДИНАМИЧЕСКИХ
ПОКАЗАТЕЛЕЙ
Опыт аспирации роторных дробилок показал, что для обеспы-
ливания необходимы большие объемы воздуха, равные примерно
трехкратной величине вентилирующей способности каждой дро-
билки. Вентилирующая способность дробилок разных моделей
составляет 1450—12 100 м3/ч (табл. 28).
Таблица 28
Вентилирующая способность роторных дробилок,
выпускаемых в СССР
Модель	Производи- тельность в м3/ч	Вентилирующая способность в м3/ч при скорости вращения ротора в м/с			
		20	30	40	50
СМ-624	50	1450	2170	2 900	
С-643	100	2200	3220	4 300	—
С-687	200	3700	5950	7 450	—
С-790	350	5620	8600	12 100	—
С МД-75	50—150	—	3600	—	6000
Поэтому меры борьбы с пылеобразованием должны быть
направлены кроме рассмотренных в предыдущих параграфах
также и на изменение конструкции самих дробилок в целях сни-
жения вентилирующей способности. Особенно важны такие реше-
ния для новых серий роторных дробилок, предназначенных для
мелкого дробления, где пылеобразование особенно велико. Были
проведены опыты, которые показали, что положительный резуль-
тат может быть достигнут путем конструктивных изменений от-
дельных узлов этих машин.
262
Определяющее значение в создании направленных воздушных
потоков имеют такие конструктивные элементы внутри Корпуса,
которые соприкасаются с окружностью вращения ротора или
находятся в зоне активной струи и представляют собой плоскости
для растекания воздушных масс. Наблюдениями установлено,
что растекающаяся по отражательной плите воздушная струя,
хотя и сохраняет свое ядро, но под влиянием работы ротора
быстро размывается с внешней стороны, отчего возникает интен-
сивное вихреобразование и
вращения ротора. Это, на-
пример, является причи-
ной уменьшения коэффи-
циента вентилирующей
способности у дробилок
типа ДРС-Юх 10, так как
на вихреобразование за-
трачивается часть энергии
и мощность потока нагне-
тания снижается. Очевид-
но, что используя данную
особенность, можно до-
биться улучшения сани-
тарно-гигиенических по-
казателей.
На основании исследо-
ваний предложены кон-
кретные рекомендации по
конструктивному усовер-
часть струи направляется в сторону
Рис. 153. Конструктивная схема одноротор-
ной дробилки типа ДРС-12Х 12 с улучшен-
ной аэродинамикой:
/ — перегородки между отражательными пли-
тами; 2 — измененный узел примыкания передней
стенки корпуса к приемному лотку; 3 — до-
полнительный участок первой отражательной
шенствованию одноротор-	плиты
ных дробилок. Рекомендации предусматривают усиление вихреоб-
разования и перераспределение гидравлических сопротивлений
внутри корпуса. На рис. 153 изображена схема дробилки с отража-
тельными плитами, разработанная Всесоюзным научно-исследова-
тельским институтом строительного и дорожного машиностроения
с учетом таких рекомендаций. Дробилка предназначена для сред-
него и мелкого дробления. Аэродинамическая характеристика
дробилки улучшила ее без ущерба для технологических и эксплуа-
тационных показателей.
В рабочей зоне дробилки установлены дополнительные пере-
городки между второй и третьей отражательными плитами, т. е.
созданы обособленные камеры дробления. Тем самым переведены
в вихреобразное движение воздушные струи, свободно растекав-
шиеся по отражательным плитам в дробилках прежней конструк-
ции. Опыты на модели показали, что вентилирующая способность
при этом снижается на 18%.
Узел примыкания приемного лотка к передней стенке корпуса
дробилки изменен: увеличено расстояние между передней стенкой
и окружностью вращения ротора примерно на двойную рабочую
263
высоту била и создано плавное сопряжение этих элементов.
Достигаемое этим уменьшение сопротивления истечению воздуха
из дробилки (гидравлического сопротивления нижней части дро-
билки) усиливает заворот воздушной струи в верхней части;
производительность потока нагнетания в приемное отверстие сни-
жается примерно на 20%.
Отметим, что можно значительно снизить вентилирующую
способность однороторной дробилки, если снабдить первую отра-
жательную плиту дополнительным участком, который играл бы
роль направляющей аэродинамической плоскости. Основное на-
значение плоскости — отклонить растекающийся по первой отра-
жательной плите воздушный поток от приемного отверстия и
перевести поток во вращательное движение в пространстве пер-
вой камеры дробления. Экспериментально установлено, что поток
нагнетания в приемное отверстие при этом может быть полностью
ликвидирован.
Учитывая, однако, что отражательная плита измененной кон-
струкции уменьшает площадь приемного отверстия, ее в дробилке,
схема которой показана на рис. 153, не использовали. Такую
конструкцию отражательной плиты рекомендуется применять
в дробилках для тонкого измельчения, в которых максимальный
размер принимаемых кусков не превышает 0,1, а поперечный
размер приемного отверстия — 0,25 диаметра ротора.
ПРИЛОЖЕНИЕ
ЗЕРНОВОЙ СОСТАВ ПРОДУКТА ДРОБЛЕНИЯ
РОТОРНЫХ ДРОБИЛОК ПО ДАННЫМ ИСПЫТАНИЙ
Размер выходных щелей в мм			Суммарный остаток в % на сите размером, мм							
Si	Яй	s2	5	10	20	40	70	100	150	200
				Дробилка СМД-75						
		Доломит Ковровского месторождения (осж = 280-4-700 кгс/см2, £>тах = 250 мм)								
					-- 50 м/с					
5	5	5	21	7	1	—	—	—		—
50	5	5	26	19	4,3	0,1	—	—	—	—
50	50	5	37	17	5	—	—	—	—	—
50	50	50	48	33	15	2	—	—	—	—
				УР	-- 32,8	м/с				
5	5	5	48	31	9,5	—	—	—	—	—
50	50	50	64	49	20	5	—	—	—	—
70	90	50	62	47	28	9	—	—	—	—
70	90	5	56	41	20	4	—	—-	—	—
70	50	5	54	38	18	4	—	—	—	—
70	5	5	61	46	23	3	—	—	—	—
				Дробилка СМД-94						
		Известняк Малиновского каменного карьера (<7СЖ = 50-г1030 кгс/см2; Рп1ах = 500 мм)								
				Vp =	= 48 м/с					
10	10	10	52	35	13	1	—	—	—	—
10	250	125	59	40	18	2	—	—	—	—
250	250	35	68	55	37	13	2	—	—	—
177	125	80	79	70	57	42	26	10	—	—
250	250	125	81	73	61	43	28	15	—	—
250	156	125	83	76	68	54	39	26	7	—
265
Продолжение
Размер выходных щелей в мм			Суммарный остаток в % на сите размером, мм							
Si	s2	s3	5	10	20	40	70	100	150	200
10	10	10	56	«р - 41	38,5 20	1/с 3				
10	10	125	62	51	38	9	—	—	—	—
10	250	10	64	51	29	6	—	—	—	—
10	250	125	65	51	32	7	—	—	—	—
160	135	45	80	69	50	35	16	2	—	—
250	250	50	81	76	67	53	35	17	6	—
250	250	125	87	81	72	58	42	32	17	6
10	10	10	68	иР 52	30,3 33	i/c 11	2			
10	10	125	65	55	30	7	1	—	—	—
10	250	10	73	61	43	15	3	—	—	—
10	250	125	81	66	53	32	12	2	—	—
10	250	125	79	70	56	32	13	3	—	—
100	70	—	83	74	62	39	13	2	—	—
125	75	—	84	76	64	47	28	14	1	—
80	20	21	83	75	65	48	29	15	3	—
100	70	125	79	69	56	38	22	11	—	—
125	75	125	83	76	63	41	19	5	—	—
125	250	125	83	75	65	46	23	11	—	—
170	250	125	82	74	61	45	27	16	4	—
195	105	175	82	73	59	38	16	3	—	—
250	250	10	77	66	51	30	9	3	—	—
250	250	40	80	71	58	38	16	4	2	—
250	250	80	83	76	64	43	23	9	1	—
250	156	125	85	77	65	46	27	18	3	—
250	250	125	80	73	62	44	27	14	1	—
10	10	10	75	Vp = 65	21,4 к 53	/с 32	11	2		
10	250	125	84	75	59	32	6	—	—	—
250	250	10	88	83	74	57	35	20	6	—
250	250	125	90	85	76	61	43	27	10	—
Продолжение
Размер выходных щелей в мм			Суммарный остаток в % на сите размером, мм							
Si	s2	S3	5	10	20	40	70 I	100	150	200
				Дробилка СМД-95						
		Известняк (Осж 218-?-		Ковровского 1346 кгс/см2,		месторождения ^тах 800 мм)				
				VP	35 м/с					
176	200	—	80	74	64	50	36	25	13	6
320	200	—	79	72	62	47	32	24	13	7
320	176	—	83	75	68	52	38	28	9	4
176	116	—	79	72	62	47	30	20	5	—
32	32	—	66	53	31	7		—	—	—
				VP ;	26,5 м/с					
32	32	—	63	53	39	20	10	4	—	—
32	82	—	67	58	44	22	5	. —	—	—
150	116	—	69	62	51	36	18	10	3	2
176	116	—	82	76	66	51	33	19	4	1
320	116	—	87	76	66	51	30	17	5	—
320	200	—	85	80	72	60	47	37	22	14
176	200	—	84	79	67	54	38	28	16	7
				Vp =	= 20 м/с					
32	32	—•	82	75	63	39	16	4	—	—
176	116	—	84	78	70	58	42	30	12	5
176	155	—	72	67	60	49	31	28	17	10
235	32	—	76	70	60	45	21	14	2	—
320	200	—	90	87	81	73	62	53	39	30
				Дробилка СМД-87						
		Известняк Пятовского (Осж = 400-^200 кгс/см2,				месторождения £>гпах ~ 1100 мм)				
				VP	- 36 м/с					
40	40		69	55	36	18	11	9	f 6	2
480	300		86	80	73	60	43	33	23	15
				vp-	- 29 м/с					
49	1 46	—	81	73	1 60	40	1 21	12	5	I 1
480	| 300	—	90	86	1 79	69	I 59	53	45	34
				УР =	20,2 м/с					
40	40	—	86	81	75	62	44	33	21	13
480	300	—	90	86	80	70	57	44	30	18
267
266
СПИСОК ЛИТЕРАТУРЫ
1.	Андреев С. Е., Зверевич В. В., Перов В. А. Дробление, измельчение
и грохочение полезных ископаемых, М., «Недра», 1966, 312 с.
2.	Барон Л. И. О показателях прочности горных пород. Изв. АН СССР,
№11, ОТН, 1948, с. 18—24.
3.	Барон Л. И. Кусковатость и методы ее измерения. М., АН СССР, 1960,
216с.
4.	Барон Л. И., Хмельковский И. Е. О соотношении распространения
поперечных и продольных волн в образцах горных пород. — Сборник трудов
ВНИИНеруда, вып. 26, 1969, с. 56—72,
5.	Беркович В. А. Обобщенные характеристики продуктов дробления кар-
бонатных пород.—«Сборник трудов ВНИИНеруда», вып. 21, 1966, с. 84—96.
6.	Бонд Ф. С. Законы дробления — В кн.: «Труды европейского совещания
по измельчению» М., 1966, с. 118—134.
7,	Бунин М. В. О физико-механической природе процесса дробления кам-
ня, — «Труды Харьковского автодорожного института», Вып. 17, 1954, с. 24—52.
8.	Грюндер В. Новые конструкции ударных дробилок крупного дробле-
ния. — В кн.: «Труды европейского совещания по измельчению». М., 1966,
с. 135—164.
9.	Жуазель А. Разрушение хрупких тел при измельчении. — В кн.: «Труды
европейского совещания по измельчению». М., 1966, с. 100—124.
10.	Косарев А. И., Костин И. X., Астахов Б. С. Напряженное состояние
дробимого материала при разрушении. — «Сборник трудов ВНИИСтройдор-
маша», 1968, с. 216—228.
11.	Николаев Г. А. Сварные конструкции. М., Машгиз, 1953, 340 с.
12.	Олевский В. А. Конструкции, расчеты и эксплуатация дробилок, М.,
Металлургиздат, 1958, 342 с.
13.	Родин Р. А., Чернобаев Ю. Н., Юницкая Е. И. Работа роторных дро-
билок на первой стадии дробления. — «Сборник трудов ВНИИЖелезобетона»,
вып. 14, М., 1968, с. 242—260.
14.	Стрельцов В. А. Роторные дробилки ударного действия. — «Строитель-
ные и дорожные машины», 1963, № 8, с. 12—17.
15.	Стрельцов В. А. Определение окружной скорости ротора в роторных
дробилках.—«Сборник трудов ВНИИСтройдормаша», 1970, с. 160—164.
16,	Чижиков Ю. М. Теория подобия и моделирование процессов обработки
металлов давлением. М., «Металлургия», 1970, 360 с.
17.	Чирков С. Е. Влияние масштабного фактора на прочность углей. М.,
«Наука», 1969, 246 с,
18.	Шадрин Г. Анализ процесса разрушения при помощи скоростной кино-
съемки. — В кн.: «Труды европейского совещания по измельчению», М., 1966,
с. 56—72.
19.	Шлауг Г. Некоторые проблемы при измельчении в воздушных струях. —
В кн.: «Труды европейского совещания по измельчению». М., 1966, с. 78—96.
20.	Эйгенсон Л. С. Моделирование. М., Промстройиздат, 1949.
21.	Andreas Е., Torlach A. Prallmtihlen in der Asbestaufbereitung — «Erzberg-
bau und Metallhuttenwesen», 1958, Nr 11, S. 18—24.
22.	Kalhofer H. Send A, Keiser N. Kornformbereitung von aufbereitungen
Hochofenschlacken-Splitten unter besonderer Beriicksechtigung der Brecher. —
«Stahl und Eisen», 1956, Nr 15.
23.	Lehman H., Pralle G. Erfahrungen mit der Prallmuhle in der Stein-und-Er-
den-Industrie.—«Tonindustrie-Zeitung», 1958, Nr. 3/4. S. 45—49.
268
24.	Lehman H. Dyckerhoff K-, Thorman P. Leistungssteigerung von Zement-
miihlen durch Klinkervorzerkleinerung mit eines Prallmuhle.—«Tonindustrie-
Zeitung», 1958, Nr. 1/2, S. 215.
25.	Puffe E. Erfahrungen bei der Prallzerkleinerung in Bergban-Aufbereitung-
und Huttenbetrieben.—«Erzmetall», 1955, Nr, 8, S. 216.
26.	Puffe E. Selektive Prallzerkleinerung alsMittel zur Senken der Betriebskos-
ten und zur Erhohung des Ausbringens in Aufbereitungsanlagen.—«Gliickauf».
1960, Nr. 96. S. 20—30.
27.	Schmidlapp K. Selektive Kalisalzzerkleinerung mittels Prallmiihlen, ins-
besondere Trennung von Ton und andere schlambildenden Bestandteilen aus Kali-
salzen. — «Aufbereitungs—Technik», 1965, Nr. 1. S. 24—34.
28.	Spies H. Die Bedeutung der Prallzerkleinerung fiir die Bergewirtschaft im
Steinkohlenbergbau. — «Bergfreiheit», 1951, Nr. 6, S. 80—96.
29.	Wahl H. Kantenwein G., Rzepka L. Hartzerkleinerung und Verscheis. —
«Aufbereitungs — Technik», 1963, Nr. 2, S. 47—58; 91—III. *
ОГЛАВЛЕНИЕ
Предисловие ......................................................... 3
Введение............................................................. 5
Глава I. Основные характеристики материала, используемого при
ударном дроблении.................................................... 7
1.	Характеристика размеров отдельных	кусков	материала............ 7
2.	Характеристика зерновой смеси	............................... 8
3.	Объемный и объемный насыпной	вес	материала................. 10
4.	Характеристики прочности..................................... 11
Глава II. Элементы теории процессов, протекающих в роторных
дробилках........................................................... 16
1.	Элементы теории ударного дробления........................... 16
2.	Определение критического размера зерен продукта дробления
и окружной скорости ротора....................................... 31
3.	Определение числа ударов, необходимого для получения крити-
ческого размера зерен ........................................... 35
4.	Закономерности движения кусков дробимого материала в каме-
рах дробления.................................................... 39
5.	Моделирование роторных	дробилок............................. 50
Глава III. Исследование основных технологических параметров . .	56
1.	Влияние конструктивных и технологических факторов на зерновой
состав продукта дробления ....................................... 56
2.	Влияние конструктивных и технологических факторов на про-
изводительность ................................................. 62
3.	Энергозатраты в роторных дробилках........................... 75
Глава IV. Исследование ударных	нагрузок ......................... 81
1.	Ударные нагрузки, действующие на ротор ...................... 81
2.	Ударные нагрузки, действующие на отражательные плиты ....	88
3.	Напряжения в отражательной плите ............................ 93
Глава V. Конструкции роторных дробилок.............................. 98
1.	Классификация................................................ 98
2.	Однороторные дробилки крупного дробления ................... 106
3.	Двухроторные дробилки крупного дробления ................... 120
4.	Однороторные дробилки среднего и мелкого дробления ....	125
5.	Роторные дробилки специального назначения .................. 135
Глава VI. Выбор основных конструктивных параметров и экс-
плуатационных характеристик ....................................... 142
1.	Конструктивные параметры.................................... 142
2.	Режимы дробления............................................ 154
270
3.	Производительность ........................................ 161
4.	Установочная мощность...................................... 166
5.	Распределение прочности в продукте	дробления .............. 168
6.	Момент инерции вращающихся масс	................... 171
Глава VII. Расчет элементов конструкций........................... 174
1.	Подшипники вала ротора .................................... 174
2.	Вал ротора ................................................ 181
3.	Возвратные устройства отражательных	плит................... 183
4.	Отражательные плиты ....................................... 185
Глава VIII. Износ деталей роторных дробилок ...................... 189
1.	Основные понятия, определения и характер процесса изнаши-
вания	.................................................... 189
2.	Исследования в области изнашивания бил .................... 193
3.	Расчет	срока службы бил.................................. 201
4.	Эксплуатационные данные по износу деталей дробилок......... 208
Методы	восстановления бил.................................. 212
Глава IX. Эксплуатация роторных дробилок ......................... 214
1.	Требования к монтажу и эксплуатации........................ 214
2.	Опыт применения роторных дробилок.......................... 221
3.	Техника безопасности ...................................... 232
4.	Вопросы промышленной санитарии ............................ 236
Глава X. Аэродинамические особенности роторных дробилок и их
аспирация ....................................................... 245
1.	Схемы формирования воздушных потоков....................... 245
2.	Элементы теории вентилирующей способности однороторных
дробилок .....................................................•	247
3.	Эжекция воздуха дробимым материалом........................ 253
4.	Конструкция аспирируемого укрытия.......................... 255
5.	Метод расчета аспирации однороторных дробилок.............. 260
6.	Усовершенствование конструкции однороторных дробилок с уче-
том санитарно-гигиенических и аэродинамических показателей . .	262
Приложение........................................................ 265
Список литературы ................................................ 268
Б ay ман Виктор Александрович,
Стрельцов Василий Алексеевич,
Косарев Анатолий Иванович,
Слуцкер Арон Соломонович
РОТОРНЫЕ ДРОБИЛКИ
Редактор издательства Л. П. Стрелецкая
Технический редактор И. Ф. Демкина
Корректор И. М. Борейша
Художник В. Б. Торгашов
Сдано в набор 5/1 1973 г.
Подписано к печати 5/IX 1973 г. Т-14080
Формат 60X 90‘/ie- Бумага № 2. Усл. печ. л. 17
Уч.-изд. л. 16,3. Тираж 4500 экз. Заказ № 61
Цена 98 к.
Издательство «Машиностроение»
Москва, Б-78, 1-й Басманный пер., 3
Ленинградская типография № 6
Союзполиграфпрома при Государственном
комитете Совета Министров СССР
по делам издательств, полиграфии
и книжной торговли
193144, Ленинград, ул. Моисеенко, 10