Типы дробильных машин и аппаратов, принцип их действия

Для дробления горных пород и руд, имеющих различные физические свойства и размеры, применяются разнообразные типы дробильных машин и аппаратов. Разрушение кусков руды осуществляется способами, из которых наиболее широкое распространение получили раздавливание, раскалывание, удар и истирание, срез, излом ( рис.4) или их сочетание.

Рис. 4. Способы разрушения

а – раздавливание; б – раскалывание;

в– излом; г – срез;д –истирание; е -удар

В зависимости от дробимости, минерального состава, трещиноватости, формы кусков руды, крупности исходной руды и требуемой крупности дробленой руды испрользуются дробилки различной конструкции.

Крупное, среднее и мелкое дробление твердых пород производится в дробилках, работающих по принципу раздавливания.

Дробильные машины, исходя из основных применяемых способов дробления, принято классифицировать на следующие группы:

1. Щековые дробилки с подвижной щекой. Принцип действия их состоит в раздавливании кусков руды, которое происходит периодически в пространстве между двумя щеками при их сближении, к ним относятся щековые дробилки с простым и сложным движением подвижной щеки или двух подвижных щек.

2. Конусные дробилки, в которых дробление руды производится раздавливанием между подвижным и неподвижным конусами. К этому типу относятся конусные дробилки для крупного дробления, конусные дробилки для среднего и мелкого дробления, конусные инерционные дробилки.

3.Валковые дробилки, имеющие один, два или несколько валков, вращающихся навстречу друг другу и при этом разрушающие захватываемые ими куски руды. Поверхность валков может быть гладкой, зубчатой или рифленой. К валковым дробилкам относятся и роллер-прессы – дробильные агрегаты, в которых дробление руды осуществляется раздавливанием между валками под высоким давление.

4. Дробилки ударного действия, в которых руда разрушается в результате ударов по нему молотков или бил быстро вращающегося ротора, а также ударов кусков о стенки камеры дробления и о другие куски ( роторные, молотковые дробилки, дезинтеграторы, центробежно-ударные дробилки с вертикальным валом).

5. Механические мельницы с мелющими телами, работающие по принципу удара в сочетании с истиранием (шаровые, стержневые мельницы, мельницы самоизмельчения, вертикальные мельницы).

Крупное, среднее и мелкое дробление твердых пород производится в дробилках, работающих по принципу раздавливания (щековые, конусные дробилки, валковые дробилки с гладкими валками), для крупное дробление мягких и хрупких пород применяются валковые дробилки с зубчатыми валками, Для среднего и мелкого дробления твердых и вязких пород необходимо применять дробилки, сочетающие а работе принцип раздавливания и истирания, например, валковые дробилки с гладкими валками, которые используются в основном для мелкого дробления, как мягких, так и прочных материалов.

Область применения дробилок ударного действия ограничивается переработкой малоабразивных пород малой и средней прочности

Щековые дробилки

Щековые дробилки применяются для крупного, иногда для среднего дробления, дробление руды в них производится между двумя дробящими поверхностями при раздавливании куска руды в момент приближения этих поверхностей, которые называются щеками. Исходный материал загружается сверху в рабочее пространство дробилки и после дробления разгружается в нижней части дробилки при обратном ходе подвижной щеки.

В настоящее время в практике дробления применяются щековые дробилки трех типов:

1. С простым качанием щеки относительно оси ее подвеса и с одной подвижной щекой ( рис.5 А);

2. Со сложным движением щеки относительно оси подвеса и с одной подвижной щекой ( рис.5 Б);

3. Со сложным движением обеих щек относительно их осей подвеса.

А. Б

Рис. 5. Схема дробилок с простым и сложным движением щеки

А.1 – неподвижная щека; 2 – подвижная щека; 3 – ось подвижной щеки; 4 – эксцентриковый вал; 5 – шатун; 6 – механизм изменения ширины разгрузочной щели; 7 – замыкающая пружина; 8 – задняя распорная плита; 9 – передняя распорная плита; 10 – тяга замыкающего устройства.

Б. 1 – неподвижная щека; 2 – подвижная щека; 3 – эксцентриковый вал; 4 – механизм изменения ширины разгрузочной щели; 5 – замыкающая пружина; 6 – тяга замыкающего устройства; 7 – распорная плита.

Щековые дробилки с простым движением подвижной щеки получили широкое распространение как в горной промышленности, так и в промышленности строительных материалов. Дробилка, кинематическая схема которой представлена на рис. 5 А, состоит из массивной неподвижной щеки 1 , которая крепится на корпусе дробилки. Подвижная щека 2 подвешена на горизонтальном валу 3. Эта щека получает движение в горизонтальной плоскости от распорных плит 8 и 9, шатуна 5 и эксцентрикового вала 4, который вращается от шкивов и приводит в движение шатун, совершающий вертикальные движения вверх и вниз. Вместе с шатуном движутся распорные плиты, которые при движении шатуна вверх приближают подвижную щеку к неподвижной. В этот момент происходит дробление руды, находящейся в рабочем пространстве дробилки между щеками. При движении шатуна вниз подвижная щека отходит от неподвижной, ширина выходной щели увеличивается и дробленая руда разгружается через нее, при этом верхние слои руды в рабочем пространстве ее продвигаются вниз.

Для того, чтобы подвижная щека и шатун удерживались в соприкосновении с распорными плитами, в нижней щеки крепится тяга 10, связанная с пружиной 7, которая удерживает всю систему в равновесии и при движении шатуна вниз способствует обратному ходу щеки. Ширина выходной щели дробилки и степень дробления регулируются при помощи специального механизма 6, состоящего из клиньев, один из которых является подвижным и может свободно подниматься или опускаться при помощи затяжного болта.

Наиболее изнашиваемыми частями дробилок являются щеки, рабочая поверхность которых футерована дробящими плитами из высокомарганцовистой стали, имеющими продольные ребра. Гладкими клиновидными броневыми плитами футерованы боковые стенки камеры дробления. Наибольший износ дробящих плит происходит в области выходного отверстия. При износе плиты поворачивают на 180⁰ и этим удваивают срок их службы, который составляет около 6 месяцев. Расход марганцовистой стали для футеровки колеблется от 0,005 до 0,03 кг на 1 т руды в зависимости от крепости дробимого материала. Иногда в зоне разгрузки дробящим плитам придают выпуклый профиль, что снижает забивание рабочей зоны и уменьшает износ плит. Такая форма плит позволяет также получать однородный по крупности дробленый продукт с невысоким содержанием крупных фракций руды.

Распорные плиты работают на сжатие и подвергаются меньшему износу. Изготовляются они из стали большой твердости с закалкой концов, входящих в поддерживающие их вкладыши (сухари). Распорные плиты помимо того, что они входят в систему передачи движения подвижной щеки, они предохраняют дробилку от поломок, т.к. при попадании в дробилку металлических предметов одна из разрушается и ее легко заменить новой. Иногда задняя распорная плита имеет пониженную прочность и при повышении усилий при дроблении ломается, предупреждая поломку более ответственных частей дробилки.

Привод дробилки включает электродвигатель, упругую муфту, соединяющую вал электродвигателя с валом ведущего шкива, и клиноременную передачу. Движущиеся части дробилки имеют большую массу, поэтому пуск ее производится последовательно в три стадии. В нерабочем состоянии шкив дробилки и маховик находятся в зацеплении с приводным эксцентриковым валом. Первая стадия пуска – включается электродвигатель и приводится во вращение маховик, выполняющий роль приводного шкива. Вторая стадия- вращение маховика передается валу дробилки и вращающийся приводной маховик входит в сцепление с валом дробилки при помощи фрикционной муфты. Третья стадия – во вращение приводится второй маховик, расположенный на противоположной стороне вала, и с помощью фрикционной муфты сцепляется с валом дробилки. Дробилки изготовляются как с правым, так и с левым, если это необходимо, приводом. Дробилка снабжена станцией жидкой и густой смазки, которая применяется для смазки подшипников коленчатого вала, головки шатуна, подшипников подвижной щеки и вкладышей в гнездах распорных плит.

Основным параметром, характеризующим щековую дробилку, является величина загрузочного отверстия дробилки, определяемая шириной и длиной. Шириной этого отверстия определяется максимальный размер загружаемых кусков руды, который должен составлять не более 0,80-0,85 ширины отверстия.

Изготовляемые в настоящее время щековые дробилки с простым качанием щеки имеют размер загрузочного отверстия от 175 х 250 до 1500 х 2100. Для этих типов дробилок отношение длины загрузочного отверстия к его ширине обычно не превышает 1,5.

На рис. 6 показана щековая дробилка крупного дробления с простым качанием щеки ЩДП 1500 х 2100. Эта дробилка имеет размер загрузочного отверстия 1500 х 2100 мм и ширину разгрузочной щели 180 мм. Наибольший размер загружаемых кусков в дробилку составляет до 1200 мм при производительности дробилки до 450 м³/ч.

Рис. 6. Щековая дробилка ЩДП – 15 х 21:

/ — станина; 2 — неподвижная дробящая плита; 3 — боковая футеровка; 4 — подвижная дробя­щая плита; S — ось подвеса щеки; 6—подвижная щека; 7—шатун; 8 — отжимной болт; 9 —за­мыкающие пружины; 10 — задняя распорная плита; 11—тяга замыкающего устройства; 12 — пе­редняя распорная плита

Эти дробилки применяются обычно для крупного дробления твердых невязких руд. Они имеют такие достоинства, как простота конструкции, легкость замены изнашивающихся частей и распорных плит, удобство обслуживания и ремонта, небольшую высоту. Однако им свойственны и существенные недостатки: значительные вибрации при работе, что требует их установки на прочном фундаменте, необходимость установки перед ними бункера и питателя, т.к. они не работают «под завалом», невысокая производительность, что позволяет их применять на фабриках небольшой производительности.

Щековые дробилки успешно используются для дробления твердых пород, т.к. усилие, действующее в верхней части подвижной щеки, возрастает с приближением к неподвижной щеке, эти усилия тем больше, чем больше тупой угол между распорными плитами. Наибольшее усилие в верхней части подвижной щеки способствует дроблению прежде всего крупных кусков руды. Усилие на конце подвижной щеки возрастает по направлению к неподвижной щеке и и может составлять большую величину. Это усилие обратно пропорционально расстоянию от центра качания подвижной щеки, т.е. оно возрастает по мере приближения точки нажатия у подвижной щеки к приемному отверстию дробилки, где куски руды имеют наибольший размер и требуют максимальных усилий для разрушения.

На рис. 7 показана схема действующих усилий в щековой дробилке.

Усилие Р, действующее вдоль шатуна, можно разложить на две составляющие DC и CB, действующие вдоль распорных плит. Если точки D и B неподвижны, то каждая из распорных плит находится под действием сил сжатия Р₁ .

Вертикальные составляющие сил Р₁ равны Р₁ cos α , следовательно в случае равновесия Р = 2Р₁ cos α, откуда

Рис. 7. Схема действующих усилий

в щековой дробилке

Р₁ = Р/ cos α (17)

В действительности при работе щековой дробилки неподвижной является лишь точка D, тогда как точка В перемещается в направлении Р₂, поэтому сила

Р₂ = Р₁ sinα. (18)

Подставляя значение Р₁ в формулу (18) получим

Р₂ = Р sinα./ 2 cos α = Р ( tg α/2) (19)

Таким образом, при увеличении угла α распорные плиты будут приближаться к горизонтальному положению, а при α = 90⁰ усилие будет возрастать до бесконечности, т.е. Р₂ = ∞.

Практически же распорные плиты в крайнем верхнем положении образуют тупой угол, т.к. при их горизонтальном положении в случае попадания посторонних металлических предметов может произойти поломка дробилки.

Если обозначить точку приложения силы Р_Х в другом месте подвижной щеки, расстояние точки подвеса подвижной щеки Е до Р_Х принять за X, а плечо ВЕ за l, то получим lP₂ = XP_X, откуда Р_Х = lP₂ / Х . После подстановки значения Р₂ получается

Р_Х = l P tg α / 2Х (20)

Из этого уравнения видно, что чем меньше Х, тем больше Р_Х.

Таким образом, действующее усилие, приложенное к подвижной щеке, возрастает по мере приближения ее к загрузочному отверстию, следовательно, в щековых дробилках с простым движением щеки действующее усилие прямо пропорционально полезному сопротивлению, т.е. чем ближе к концу загрузочного отверстия, где находятся наиболее крупные куски руды, тем больше раздавливающее усилие.

Каждая дробилка имеет определенное число ходов щеки, от чего зависит производительность дробилки. Работа щековых дробилок включает два цикла: рабочего, при котором щеки сближаются и происходит разрушение руды, и холостого, соответствующему обратному ходу подвижной щеки, при котором ширина выходной щели увеличивается и дробленый материал свободно разгружается через нее. Очевидно, что производительность холостого цикла должна обеспечить полную разгрузку дробленого продукта, размер которого будет меньше ширины разгрузочной щели. В случае большого числа ходов подвижной щеки дробленый материал при холостом цикле щеки не успевает разгружаться и забивает разгрузочную щель дробилки. Это приводит к уменьшению производительности дробилки, переизмельчению руды, увеличению расхода электроэнергии. При числе ходов меньше предельного для данной дробилки, производительность ее также уменьшается.

Производительность дробилки зависит также от размера загружаемых кусков руды, формы кусков, гранулометрического состава ее, ширины разгрузочного отверстия, характера поверхности рабочих щек и угла захвата.

С увеличением амплитуды качания подвижной щеки производительность дробилки увеличивается, однако при этом заметно увеличивается изнашиваемость ее рабочих деталей. С увеличением ширины разгрузочного отверстия производительность дробилки увеличивается, а с увеличением степени дробления – уменьшается. Так, например, если при степени дробления 2,2 производительность дробилки принять за 100%, то при степени дробления 4,4 она уже составит 78%, а при степени дробления 8,8 только 43%.

Большое значение при дроблении руды в щековых дробилках имеет угол захвата – это угол между неподвижной и подвижной щеками, Угол захвата обычно равен 12-25⁰ и меняется с изменением ширины разгрузочного отверстия. При уменьшении ширины этого отверстия угол захвата увеличивается и наоборот. Увеличивая, таким образом, угол захвата, можно увеличить степень дробления, но при этом уменьшить производительность дробилки.

При движении подвижной щеки угол захвата изменяется на незначительную величину, которой обычно пренебрегают и считают его равным углу при приближении щек.

Максимальный угол захвата, при котором возможно дробление руды, зависит от коэффициента трения между кусками дробленого материала и поверхностью щеки.

Находящийся между двумя щеками кусок руды подвергается действию нескольких сил ( рис. 8). Давление подвижной щеки или дробящее усилие на кусок Р всегда направленно перпендикулярно поверхности касания, т.е. плоскости АА. Соответствующее давление неподвижной щеки Р₁ перпендикулярно плоскости ВВ, причем Р и Р₁ равны между собой. Нормальное давление у неподвижной и подвижной щек обуславливает соответствующую силу трения fP, перпендикулярную Р подвижной щеки, и силу трения f P₁, перпендикулярную Р подвижной щеки. Сила трения зависит от коэффициента скольжения f между рудой и рабочей поверхности щеки, который равен 0,1-0,3. Как известно, силы трения всегда направлены в направлении,

Рис.8. Схема сил, действующих на кусок в щековой дробилке

противоположном направлению скорости, обуславливающей выталкивание куска руды вверх.

Дробящее усилие Р можно разложить на две составляющие : горизонтально составляющую Р cos α и вертикально составляющую Р sin α , направленную вверх.

В свою очередь сила трения f P может быть разложена на две составляющие: вертикальную f P cos α и горизонтальную f P sin α. Для сохранения в равновесии куска руды между щеками сумма горизонтальных составляющих P cos α + f P sin α должна быть равна силе давления неподвижной щеки Р₁.

Тогда

P₁ = P cos α + f P sin α (21)

В свою очередь сила трения у неподвижной щеки

f P₁ = (P cos α + f P sin α ) f (22)

Таким образом, на кусок руды, находящийся между щеками, будет действовать сила P sin α, направленная вверх, и две силы трения f P cos α и f P₁, направленные вниз. За счет этих сил и будет происходить разгрузка руды через разгрузочную щель.

Для того, чтобы кусок руды не выбрасывался вверх должны соблюдаться следующие условия:

f P cos α + f P₁ ≥ Р sin α (23)

или

f P cos α + f P cos α + f² Р sin α ≥ P sin α

Откуда

2f cos α ≥ sin α ( 1 – f ²) (24)

Разделив правую и левую части уравнения на cos α , получим

2 f ≥ tg α (1 – f ²) (25)

или 2 f / ( 1 – f ²) ≥tg α

Так как коэффициент трения f = tg φ,

То 2 tg φ / ( 1 – tg² φ) ≥ tg α (26)

Известно, что

2 tg φ / ( 1 – tg² φ) = tg ² φ (27)

Тогда tg 2φ > tg α или α ≤ 2φ

Если α > 2 φ, то кусок руды не будет дробиться, а будет выброшен вверх. Таким образом, угол захвата щековых дробилок должен быть меньше двойного угла трения, т.е.

α < 2 φ ( 28)

Коэффициент трения скольжения между куском руды и поверхностью щеки равен

f = tg φ = 0,3 , что соответствует значению угла трения, равном φ = 16⁰, а углу захвата 32⁰. Однако практически у щековых дробилок угол захвата не превышает 25⁰.

Для расчета производительности щековых дробилок предложены теоретические и эмпирические формулы. Для определения производительности дробилок расчетным путем необходимо прежде всего определить частоту вращения коленчатого вала, при которой дробилка имеет максимальную производительность. Такая скорость является оптимальной и может быть определена следующим образом.

На рис.9 показана схема разгрузки дробленого продукта из щековой дробилки при оптимальной скорости вращения коленчатого вала.

Рис 9. Расчетная схема работы

щековой дробилки

Каждый раз при отходе подвижной щеки от неподвижной через разгрузочную щель дробилки разгружается материал, объем которого определяется объемом призмы ABCDEFGM. Кусок руды, находящийся в этом объеме имеет размер больше минимальной ширины разгрузочной щели.

Для того, чтобы куски руды, находящиеся в верхней плоскости призмы, смогли под действием силы тяжести пройти расстояние h, т.е. выйти через разгрузочную щель, время отхода подвижной щеки должно быть

t = c, (29)

где n – частота вращения коленчатого вала, об/мин.

Известно, что h – путь, пройденный телом при свободном падении, равен

h =

где g – ускорение свободного падения ( 9,81 м/с²).

Отсюда

t =

Тогда

n = 30 , об/мин

Высоту h можно определить из прямоугольного треугольника ВВ₁С

h =

После подстановки значения h получим

n = 30 , где

α – угол захвата;

- максимальная ширина разгрузочной щели, м;

- минимальная ширина разгрузочной щели, м,

s – величина отхода подвижной щеки, м.

Это – наивыгоднейшая (оптимальная) частота вращения коленчатого вала дробилки.

Как уже отмечалось выше, за один оборот вала дробилки через разгрузочную щель выходит руда в объеме призмы, площадь основания которой

S =

Зная высоту этой призмы h = ( ), определяет объем призмы

=

где L – длина камеры дробления ( длина рабочего пространства дробилки.

Тогда объемная производительность дробилки будет

V = 60 n = 60 n , м³/ ч (30)

Здесь и L выражены в метрах.

Учитывая, что производительность дробилок обычно выражается в тоннах в час, в формулу вводится значение плотности материала δ и коэффициент разрыхления материала из дробилки

Тогда весовая производительность дробилки будет

Q = V δ .

Или

Q = 60 n kδ L (31)

Производительность щековых дробилок можно определить по эмпирической формуле

Q = 0,1 L , т/ч (32)

где 0,1 – удельная производительность на 1 см² площади разгрузочной щеки. В зависимости от размера дробилок эта величина колеблется от 0,11 до 0,13 т / ( см²·ч ).

Щековые дробилки выбирают по каталогам заводов изготовителей в зависимости от размера максимального куска в питании и заданной производительности ( таблица 5).

Таблица 5. Техническая характеристика щековых дробилок

В каталогах производительность дробилок указана для руд средней крепости с насыпной массой 1,6 т/м³. Размер максимальных кусков руды в питании должен быть 0,8-0,9 В, где В – ширина загрузочного отверстия дробилки. Для руд, имеющих другие физические свойства, вводятся поправки на дробимость руды, насыпную массу и крупность руды.

Одним из основных параметров, влияющих на стоимость процесса дробления руды, является расход электроэнергии. Необходимую мощность двигателя для щековой дробилки определяют по эмпирической формуле

N = c L B, кВт, (33)

где L и B длина и ширина загрузочного отверстия дробилки, см,

с – коэффициент, зависящий от размеров дробилки ( для дробилок менее 250х400 с = 1/60, размером от 250х400 до 900х1200 с = 1/100 и для дробилок более 900х1200 с + 1/120).

В дробилках со сложным движением (см. рис. 5 Б) подвижная щека 2 подвешена на эксцентриковом приводном валу 3, нижняя часть ее шарнирно соединяется с равпорной плитой 7, которая другим концом опирается на регулировочное устройство 4. Вследствие эксцентричного закрепления верхней части щеки, она имеет сложное движение: у верхней опоры она совершает кругообразные движения, а внизу у разгрузочного отверстия – эллиптические. В результате чего куски руды подвергаются не только раздавливающему и раскалывающему действию, но и истирающему, что приводит к повышенному износу дробящих плит. Обратному ходу подвижной щеки способствуют пружина 5 и тяга 6, связанная шарнирно с подвижной щекой.

Дробящее усилие у дробилок со сложным движением щеки ( рис. 10) полностью передается на эксцентрик коленчатого вала, поэтому эти дробилки не изготовляются больших размеров и применяются преимущественно для среднего дробления малоабразивных материалов.

Рис. 10. Щековая дробилка со сложным движением щеки

1 – станина; 2 – неподвижные дробящие плиты; 3 – боковая футеровка; 5 – маховик; 6 – эксцентриковый вал; 7 – отжимной болт; 8 – замыкающие пружины; 9 – тяга; 10 – распорная плита.

Применяются также дробилки с более сложной кинематической схемой, когда в движение приводятся обе щеки от двух эксцентриковых валов или от одного, расположенного между щеками.

Все более широкое распространение получают мобильные щековые дробилки на гусеничном ходу, которые входят в состав передвижных обогатительных установок. В состав такой дробильной установки Eurotrak 900 х 600 (рис. 11), выпускаемой фирмой TEREX – PEGSON, входит щековая дробилка со сложным движением щеки с размером загрузочного отверстия 900 х 600 мм и разрузочной щели 40…125 мм , вибрационный питатель с колосниковой решеткой, имеющей отверстие 40 мм, ленточный самоочищающий магнитный сепаратор для извлечения из руды магнитных материалов, гидравлически складывающийся боковой ленточный конвейер для подрешетного материала с высотой сброса около 2 м и загрузочный бункер объемом 3,6 м³. Производительность установки составляет до 160 т/ч. Максимальная скорость передвижения установки 0,9 км/ч. Дизельный двигатель установки имеет мощность 160 л.с. Установка снабжена системой дистанционного радиоуправления и видеокамерой наблюдения за загрузочным отверстием дробилки, а также системой пылеподавления и пожаротушения

Рис. 11. Схема мобильной дробильной установки.

1 - питающая воронка 2 - колосниковый грохот-питатель

3 - спусковой желоб 4 - щековая дробилка 5 - основной конвейер 6 - гусеницы 7 - двигаетлъ

8 - бак с топливом и маслом 9 - магнитный сепаратор 10 - лента конвейра 13 - генератор переменного тока и панель управления 14 - расширение питающей воронки

Конусные дробилки

Конусные дробилки нашли широкое распространение в горной промышленности и промышленности строительных материалов для крупного, среднего и мелкого дробления.

Принцип действия всех конусных дробилок одинаков. Дробление руды в дробилках осуществляется непрерывно в момент приближения подвижного конуса к неподвижному в результате не только раздавливания кусков руды с изгибом, но и истирания их криволинейными поверхностями конусов. Подвижный дробящий конус насажен на вал, закрепленный в нижней части в эксцентриковом стакане. При вращении экцентрикового стакана подвижный дробящий конус движется внутри неподвижного конической чаши. Куски руды дробятся в кольцевом пространстве между конусом и чашей.

В настоящее время применяется большое разнообразие конструкций конусных дробилок, но все их можно разделить на :

· конусные дробилки с подвесным валом и крутым конусом для крупного дробления;

· конусные дробилки с консольным валом и пологим конусом для среднего и мелкого дробления;

· конусные инерционные дробилки для среднего и мелкого дробления;

Конусные дробилки для крупного дробления. Кинематическая схема конусной дробилки для крупного дробления с подвесным валом приведена на рис. 12.

Рис. 12. Кинематическая схема конусной дробилки

для крупного дробления

Подвижный ( внутренний) конус укреплен на подвесном вертикальном валу . Верхний конец вала подвешивается к верхней траверсе в точке О, а нижний свободно вставлен в эксцентриковый стакан , при этом ось вала не совпадает с осью вращения стакана. При вращении эксцентрикового стакана от электродвигателя и передаточного механизма дробящий конус совершает вращательно - колебательные движения внутри неподвижного конуса. В месте сближения конусов происходит дробление кусков руды. С противоположной стороны отверстие между подвижным и неподвижным конусом увеличивается и через него разгружается дробленый материал. При движении подвижного конуса по окружности место дробления и разгрузки руды непрерывно меняются. Это обеспечивает непрерывную работу дробилки. У конусных дробилок для крупного дробления усеченный конус неподвижной чаши направлен большим основанием вверх. Поэтому рабочее пространство дробилок приспособлено для дробления крупных кусков руды.

Процесс дробления в конусных дробилках аналогичен процессу дробления в щековых дробилках, поэтому основные закономерности, установленные для щековых дробилок действительны и для конусных. Основными параметрами механического режима конусных дробилок крупного дробления являются: угол захвата, величина эксцентриситета, ход дробящего конуса, число его качаний и потребляемая мощность.

Обозначим ( рис. 13) верхний диаметр неподвижного конуса D_В, а подвижного d_B; нижний диаметр подвижного конуса D_Н , а подвижного d_Н ; угол наклона к вертикали неподвижного конуса α₂, для подвижного конуса α₁; минимальную ширину разгрузочной щели ί и высоту конусов Н. Тогда при величине хода, равной s ,максимальная ширина разгрузочной щели будет равна ί + s

Принимая диаметр максимальных кусков руды, поступающих в дробилку, равным D, а размеры максимальных кусков в дробленом продукте d = ί +s, получим

и ,

откуда .. Рис. 13. Схема основных расчетных параметров

конусной дробилки

h =

Cледовательно, углы наклона конических поверхностей обоих конусов будут зависеть от верхнего и нижнего диаметра конусов:

,

Сумма углов α ₁ и α ₂ составляет угол захвата конусной дробилки, который больше, чем угол захвата щековых дробилок и составляет 24-28⁰. Такой угол обеспечивает захват для руд с коэффициентом трения f > 0,24. Угол захвата в в конусных дробилках так же как в щековых должен быть меньше двойного угла трения, т.е. α ₁ + α ₂ ≤ 2φ. Угол трения φ при коэффициенте трения 0,24 составляет 13^о 30^´

Предположим, что внешняя неподвижная дробящая поверхность будет цилиндрической, тогда угол α ₂ = 0 и D_В – D_Н = 0, что обычно наблюдается в щековых дробилках, где неподвижная щека находится в вертикальном положении.

Наивыгоднейшая или оптимальная скорость вращения эксцентрикового стакана и производительность конусной дробилки определяются так же как для щековых дробилок. Как видно из рис. 14,

Рис. 14. Расчетная схема работы конусной дробилки крупного дробления

высота h, с которой разгружается дробленая равна:руда h= , но s₁ + s₂ = s и h = ,

где s – величина полного хода конуса у разгрузочного отверстия дробилки.

С другой стороны время половины оборота эксцентрикового стакана, когда кусок дробленого продукта упадет на высоту h до уровня разгрузочного отверстия будет равно

t = ,

где n - скорость вращения эксцентрикового стакана, об/мин

Это время t должно равняться времени свободного падения куска с высоты h, т.е.

t = ,

откуда

n = 30 , об/мин,

тогда n = 30 , об/мин (34)

т.к. средний ход конуса s на уровне разгрузочного отверстия связан с шириной загрузочного отверстия прямолинейной зависимостью:

s = 0,02 В + 0,01, м,.

то подставив в формулу (34) численные значения тангенсов углов неподвижного и дробящего конуса, равные 10 и 19⁰, получим

n = , об/мин. (35)
Часовая производительность дробилки может быть определена как по теоретической формуле

Q = , т/ч , (36)

где D_Н - нижний диаметр неподвижного конуса, м;

n – частота вращения эксцентрика, об/мин;

ί - минимальная ширина разгрузочной щели, м;

r - эксцентриситет, м;

δ – насыпная масса материала, т/м³,

α ₁ и α ₂ – углы наклона конусов к вертикали, градус,

так и по эмпирической формуле:

Q = 210 В² т/ч , (37)

где - коэффициент разрыхления;

Δ - плотность руды.

Производительность конусных дробилок ориентировочно может быть определена по удельной производительности, имеющей размерность т в час на см ширины разгрузочного отверстия дробилки:

Q = q_k ί , т/ч , (38)

где ί – ширина разгрузочного отверстия, см;

q_k – удельная производительность конусной дробилки, т/(см• ч).

Например, удельная производительность дробилки ККД – 500/ 75 равна 24 т/см∙ ч), а для дробилки ККД – 1500/ 180 – 105 т/(см∙ ч).

Производительность дробилки определяется также по индексу работы по Бонду. Для этого необходимо знать значение индекса для руды, подвергаемой дроблению , которые определяются опытным путем. Так для базальта этот индекс составляет 20 квтч/т, для доломита – 12, для магнетитовой руды 8, гранита – 16, известняка – 12, порфировой руды – 18 и для песчаников – 10.

Производительность конусных дробилок можно также определять по каталогам заводов-изготовителей с учетом поправок на насыпную массу, крупность руды, крепость руды и влажность. Конусные дробилки обычно выбираются также как и щековые по размеру максимального куска в исходном продукте, который должен быть равен 80% от ширины загрузочного отверстия, и по производительности при заданной ширине разгрузочного отверстия, взятой из каталога.

Необходимую мощность электродвигателя конусной дробилки можно ориентировочно по формуле:

N = 85 d_Н, квт(39)

Конусные дробилки с подвесным валом впервые начали применяться в 1902 году и с тех пор получили широкое распространение благодаря высокой производительности и довольно невысокому расходу электроэнергии