Теория работы конусной дробилки с пологим конусом для среднего и мелкого дробления. Определение основных конструктивных параметров сушильного барабана, страница 2

Схема общей нагруженности дробилки в процессе дробления представлена на фиг. 42.

Фиг. 42. Схема общей нагруженности конусной дробилки с пологим конусом в процессе дробления.

В дробилках с пологим конусом, изготовляемых нашей промыш­ленностью, усилия, возникающие при работе дробилки, стремятся приподнять верхнюю часть машины, чему препятствуют пружины. При нормальной работе дробилки пружины удерживают верхнюю часть в постоянном контакте со станиной. При попадании же недро­бимого куска усилия от первоначальной затяжки пружин оказы­ваются недостаточными для удержания верхней части, которая несколько приподнимается, вызывая дополнительное сжатие пружин. Зная усилие от первоначальной затяжки каждой пружины и коли­чество их, можно определить наибольшее рабочее усилие дробления (фиг. 43) по формуле

,                                        (29)

где R – плечо пружины (берется из чертежа);

Cв – вес верхней части дробилки в т;

Pn – усилие  в каждой группе пружин;

LQ – плечо усилия дробления отно­сительно точки А поворота верхней части;

m1 – коэффициент трения камня о металл; m1 = 0,2;

LF– плечо силы трения F=m1Q.

Значения величин, входящих в формулу (29), могут быть найдены следующим образом:

,

где Р – первоначальная сила натяжения одной пружины, равная для дробилки СМ-560 5,12 т и для дробилки СМ-561 2,1 т;

п — число пружин в группе.

,

где ln – плечо каждой группы пружин.

На основании схемы размещения пружин, приведенной на фиг. 43, б, можно найти значения lдля каждой группы пружин:

;

;

;

Для случая попадания в камеру дробления недробимого мате­риала дробящее усилие Q¢ определяется по формуле

,

где Mn – момент, создаваемый пружинами, равный

.

  и  ,

здесь Pn – усилие в группе пружин при полном их сжатии.



Фиг. 43. Схемы к определению усилия дробления дробилки с пологим конусом:

а - схема к определению Qдр и Q¢др; б – схема размещения пружин.

При попадании недробимого тела усилия в каждой группе пружин различны и зависят от удаленности пружин от места попадания недробимого материала. При этом зависимость принимается прямой. График распределения усилий в пружинах при попадании недробимого материала приведен на фиг. 43, б.

§ 19. Теория работы.

Рассмотрим условия, определяющие возможность работы валко­вой дробилки, ее теоретическую производительность и необходимую мощность двигателя (по Л. Б. Левенсону).

Фиг. 46. Схема работы валковой дробилки.

Для возможности втягивания куска камня С в пространство между валками (фиг. 46), что определяет возможность процесса дробления, должно быть соблюдено условие

,

откуда

,

а так как

,

где j - угол трения,

то

или

        ,                                            (30)

т. е. угол захвата не должен быть больше угла трения, аналогично полученному по формуле (10) для щековых дробилок.

Часто углом захвата для валковых дробилок называют угол b=2a. В этом случае формула (30) примет вид

.

Для гранита и известняка m1 = 0,30¸0,35 и среднее значение угла a должно быть 18°.

Раздавливающее действие валков на кусок породы С в момент его захвата определяется горизонтальными составляющими Pcosa и m1Psina=Fsina от обоих валков.

Фиг. 47. Схема к определению размера камня для валковой дробилки.

Для эффективной работы валковой дробилки при соблюдении условия, что a £ j, и расстоянии между вал­ками необходимо, чтобы диаметр кам­ня Dк, поступающего в дробилку, удо­влетворял следующему условию:

,                                                (31)

где D = 2R – диаметр валков.

Если принять для гранита и извест­няка угол захвата a = 18° и cos a » 0,95, то формула (31) преобразуется:

.

При сдвинутых валках (2е = 0)

.

Размер конечного продукта теоретически равен нулю, в действи­тельности же он зависит от степени жесткости буферных пружин, надавливающих на подвижный валок.

По данным американской фирмы «Айова» максимальный размер захватываемых камней для дробилки с одним гладким, а другим рифленым валком Dk = 1,5 (2х ± с) (фиг. 47). В расчетах прини­маем с = 2е. Тогда получаем

Dk = 1,5(2х ± 2е).

Согласно схеме на фиг. 47 получаем