2.2. Характеристика обладнання для подрібнення

У наш час створено різноманітні типи машин для подрібнення. Це різноманіття зумовлено вимогами до отримуваних порошків, а також економічністю, простотою обладнання та надійністю їх роботи.

За класифікацією А. П. Гаршина, В. М. Гропянова і Ю. В. Лагунова обладнання за принципом механічної дії на матеріал, що подрібнюється, поділено на такі групи.

Перша група – подрібнювачі, призначені для дроблення. Дроблення в них відбувається роздавлюванням чи стиранням, як правило, з малою швидкістю дії молольних тіл на матеріал, що подрібнюється. Цей клас розмелювального обладнання охоплює бігуни, щокові, валкові дробарки. Обладнання має високу продуктивність (0,1...40 т/год) і дозволяє отримувати продукт з розміром частинок 2 ... 5 мм, який найчастіше використовують для подальшого подрібнення на обладнанні другого типу.

Друга група – розмельні апарати, призначені для середнього і дрібного подрібнення. Подрібнення в них відбувається за рахунок ударної і стиральної дії на матеріал, незакріплених молольних тіл. До цієї групи подрібнювачів насамперед належать кульові, стрижневі, трубні та гравітаційні млини. Продуктивність таких млинів становить 0,1... 10 т/год.

Третя група – подрібнювачі, призначені для грубого, середнього і дрібного подрібнення матеріалів середньої пластичності. Подрібнення в них відбувається за рахунок ударної чи роздавлювальної дії на розмелюваний матеріал, жорстко чи шарнірно закріплених розмельних елементів, відносна швидкість руху яких має високе значення. До таких агрегатів належать молоткові дробарки, дезінтегратори, а також середньоходові кульові й роликові млини, відбивальні обертальні млини.

Четверта група – подрібнювачі для дрібного і наддрібного (колоїдного) подрібнення крихких і твердих матеріалів. В основі процесу, як правило, лежить стиральна дія молольних тіл на матеріал, що подрібнюється, чи ударна дія з великою частотою. Кінцевий розмір частинок порошків при цьому дорівнює 0,5…60 мкм. Продуктивність лежить у межах 10^-3…10^-2 т/год.

До цієї групи належать вібраційні, атриторні та планетарні млини.

П’ята група – подрібнювачі з нерухомим молольним тілом. Застосовують для дрібного подрібнення пластичних матеріалів. Подрібнення відбувається за рахунок вільного удару в нерухому перепону (плиту) частинок вихідного матеріалу, що рухаються зі швидкістю 200…250 м/с. До цієї групи належать пневматичні відбивальні млини і млини вибухової дії.

Шоста група – подрібнювачі, у яких матеріал подрібнюється співударами частинок вихідного матеріалу, які рухаються з великою швидкістю, у вільному польоті. Розмір отриманих частинок порошку здебільшого менші за 60 мкм. До цієї групи належать вихрові й струминні млини.

Сьома група − подрібнювачі, у яких подрібнення відбувається за рахунок віброкавітаційної дії на частинки, що перебувають у рідині. Високочастотні (1…10³ Гц) віброкавітаційні дії генеруються за рахунок обертання дисків, валків, зубчастих коліс, що рухаються у рідині, чи електричного розряду в рідині. До таких подрібнювачів належать віброклоїдні, кавітаційні й електрогідравлічні млини.

Крім розглянутих, є ще дві групи подрібнювачів, які набувають дедалі більшого застосування у практиці порошкової металургії,– ультразвукові й електроерозійні.

Однак аналіз існуючих методів показує, що універсальних млинів, які б могли ефективно замінити існуючі типи з метою отримання порошків із заданими властивостями, ще не створено. Млини у виробничій практиці, а також для дослідницької роботи, потрібно вибирати з урахуванням конкретних властивостей розмелюваного матеріалу і необхідних характеристик кінцевого продукту.

Найчастіше у виробництві порошкової металургії, а також у лабораторній практиці застосовують кульові, вібраційні, атриторні, вихрові та струминні млини, а як обладнання для попередньої підготовки сировини – щокові та молоткові дробарки. Зупинимось на закономірностях розмелу на цьому та деякому іншому обладнанні.

У практиці порошкової металургії механічні методи отримання порошків застосовують як окрему операцію або як допоміжну за інших методів. Наприклад, для подрібнення та розмелу металевої губки для отримання порошків відновленням оксидів та солей металів, грубих осадів для отримання порошків електролізом та інших. Зазвичай таку сировину спочатку подрібнюють до кусків 5...20 мм, а потім розмелюють. Тому доцільно у такій же послідовності розглянути використовуване для цього обладнання.

Обладнання для попереднього подрібнення. Найпоширеніші щокові та валкові дробарки, а також вальцьові млини.

Щокові дробарки.Щокові дробарки у виробництві порошкової металургії використовують для подрібнення спеченої губки для отримання порошків відновленням оксидів та солей металів, крихких електролітичних осадів, деяких крихких сплавів (феросплавів, інтерметалідів, композиційних матеріалів за участю тугоплавких сполук для напилювання та магнітно-абразивної обробки і т. ін.).

У щокових дробарках матеріал подрібнюється роздавлюванням або розламуванням рухомою щокою з нижньою або верхньою віссю підвіски (рис. 2.2). Із верхньою підвіскою найбільший розмах руху має її нижній кінець, при цьому ширину щілини, через яку виходить подрібнений матеріал, можна змінювати. Відповідно змінюється і гранулометричний склад продукту подрібнення.

З нижньою підвіскою щоки найбільший рух має її верхній кінець. Нижній кінець фіксується віссю, тому ширина щілини залишається постійною. Це дозволяє отримувати продукти подрібнення з відносно однаковими розмірами частинок. Але поряд з цим за рахунок незмінного розміру вихідної щілини виникають застійні зони в нижній частині дробарки, що уповільнює вихід через щілину подрібненого матеріалу.

Рис. 2.2. Варіанти підвісу та приводу рухомої щоки: а – верхній підвіс і вертикальний шатун; б – верхній підвіс на ексцентриковому валу; в – верхній підвіс з горизонтальним ексцентриковим шатуном; г – нижній підвіс і вертикальний шатун; д – нижній підвіс і горизонтальний шатун; е – вертикальний підвіс двобічної щоки і вертикальний шатун

Останнє знижує продуктивність дробарки та збільшує питомі енерговитрати. У зв’язку з цим щокові дробарки з нижньою віссю закріплення рухомої щоки виробляють на невелику продуктивність і використовують здебільшого в науково-дослідницькій практиці. Найбільшого поширення набули щокові дробарки, які мають верхню вісь закріплення щоки (рис. 2.3). Рух такої щоки забезпечується за допомогою вертикального або горизонтального шатуна, а в деяких випадках − за допомогою колінчастого вала (складний рух щоки). У таких дробарках усередині станини 1, виготовленої з чавуну або стального литва, міститься нерухома щока 2 у вигляді плити з рифленою поверхнею із зносостійкого матеріалу. Подібна плита 4 закріплена на рухомій щоці 5. Робочий простір дробарки збоку закритий гладкими металевими плитами 3. Коливальний рух рухомої щоки відбувається за допомогою шатуна 9, який розміщений на головному (ексцентриковому валу) 8. Шатун з’єднаний шарнірно з рухомою щокою розпірними плитами 12. Колінчастий ричаг, за допомогою якого найбільше зусилля створюється на верхньому кінці щоки, забезпечує роздавлювання найбільших кусків матеріалу. Натяг у рухомій системі (щока – розпірні плити –шатун) і зворотний рух щоки досягаються за допомогою тяги 13 і пружини 11. Ширина вихідної щілини регулюється переміщенням одного з клинів 10 по другому за допомогою гвинта. На кінцях головного вала розміщено маховик 7. Головний вал обертається за допомогою електродвигуна, з’єднаного з ним клинопасовою передачею.

Рис. 2.3. Щокова дробарака

Теоретичну продуктивність (G) щокової дробарки (т/год) можна визначити за формулою

де – коефіцієнт розпушування матеріалу ( = 0,2... 0,65);

d_сер – середній розмір кусків вихідного матеріалу ; – довжина ходу щоки, см; b – довжина випускової щілини, см; n – кількість обертів головного вала, об/хв; густина матеріалу, кг/см³.

При цьому

,

де –мінімальна ширина випускової щілини, см.

Валкові дробарки. Валкові дробарки використовують для дрібного подрібнення крихких матеріалів.

Неурівноважену валкову дробарку з одним рухомим валком на пружинній рамі показано на рис. 2.4. На станині 4 закріплено пару нерухомих підшипників 2 для одного валка. Двоє підшипників 3 другого валка утримуються у потрібному положенні за допомогою регулювальних пружин 1.

Рис. 2.4. Валковадробарка

Обидва валки обертаються за допомогою окремих шківів із коловою швидкістю у межах 2,0 ... 4,5 м/с. Зазвичай різниця швидкостей обертання валків не перевищує 2%. Валки, у яких різниця швидкостуй обертання становить близько 20%, називаються диференційними. Такі дробарки можна використовувати для подрібнення більш в’язких матеріалів за рахунок сповільнювальної дії валків. Робота валкових дробарок значною мірою залежить від способу подачі матеріалу в зону подрібнення. Якщо подача нерівномірна в часі, а сировина подається порціями, то робочий простір періодично залишається незаповненим матеріалом. Як наслідок зменшується продуктивність дробарки. Коли ж “паща” дробарки під завалом, валки втягують у зону подрібнення більшу кількість матеріалу і розходяться більше, ніж це передбачено процесом. Це призводить до збільшення розміру вихідної щілини, а отже, і збільшення у продукті подрібнення фракції більшого розміру. Крім того, валки починають “бити” після кожної пропущеної порції сировини. Як наслідок виникає нерівномірність живлення матеріалом по ширині валків. Це приводить до таких самих наслідків, що і в разі нерівномірної подачі вихідного матеріалу в зону подрібнення. Нерівномірність живлення матеріалом по ширині валків також зумовлює збільшення навантаження на один бік валків, що призводить до нерівномірного їх зносу.

Вальцьові млини. Такі млини використовують для подрібнення крихких матеріалів. Млин (рис. 2.5) складається з двох шестигранних або восьмигранних валків 4, які монтуються за допомогою підшипників ковзання на станині і розміщуються в камері, яка створюється боковими станинами 8, зверху – знімною кришкою і знизу – решіткою 6.

Рис. 2.5.Схема вальцового млина

Ведучий вал обертається за допомогою електродвигуна через редуктор. Оптимальна швидкість обертання валків становить 200...300 об/хв. Оскільки валки під час подрібнення нагріваються, їх охолоджують струменем повітря під тиском 0,15...0,2 МПа повітряним соплом 1.

У нижній частині корпусу млина передбачено нахилене дно 7 , по якому подрібнений матеріал, який просипався через решітку, зсипається в приймальний бункер.

Вихідний матеріал у вигляді невеликих кусків або стружки поступає на подрібнення через бункер 2. Із бункера він захоплюється виступами граней і попадає у простір між гранями валків, зі зближенням яких стискується і подрібнюється. Частинки продукту подрібнення, розмір яких менший за розмір отворів решітки, просіюються через неї. Більші частинки, які не просіялись через решітку, захоплюються виступами валків і спрямовуються на повторне подрібнення з новою порцією вихідного матеріалу. Процес повторюється до досягнення потрібного ступеня подрібнення.

Частинки порошку, отримані за допомогою вальцьового млина такої конструкції, мають багатогранну форму з гострими кромками. Порошки з такими частинками можна використовувати для виготовлення спечених виробів різного призначення, а також для абразивної струминної обробки виробів.

Молоткові дробарки. До молоткових подрібнювачів належать безпосередньо молоткові дробарки, аеробільні та шахтові млини. У свою чергу, молоткові дробарки поділяють за способом дії на матеріал та способом закріплення молотків. За способом дії дробарки можуть бути такі, у яких матеріал розмелюється вільним ударом молотків та стисненим ударом або їх комбінацією. За способом закріплення молотків вони можуть бути з жорстким або шарнірним закріпленням. Молоткову дробарку, в якій матеріал подрібнюється вільним ударом молотків, показано на рис. 2.6. Основними вузлами молоткових дробарок є статор-корпус та ротор із закріпленими на ньому молотками. Матеріал розмелюється ударами молотків, які обертаються з великою швидкістю. Матеріал у камері розмелювання через завантажувальний пристрій 5 попадає під удар молотків, подрібнюється і відкидається на броньову плиту 7. Після зіткнення з нею частинки відлітають і знову попадають під удар молотків. Знову подрібнені й відкинуті від броньової плити частинки далі розмелюються молотками доти, доки їх розмір не стане меншим за розмір отворів подової решітки. Після цього продукти розмелювання виходять через ці отвори із зони подрібнення і попадають у приймальний бункер. Розмір частинок розмеленого матеріалу визначається розміром отворів у подовій решітці, яка залежно від вимог до властивостей продуктів подрібнення може замінюватись на іншу.

Рис. 2.6. Молоткова дробарка для розмелювання вільним ударом:

1 – основа; 2 – подова решітка; 3 – відкидна кришка; 4 – верхня частина корпусу;

5 – завантажувальний пристрій; 6 – шторка; 7 – броньова плита, яка запобігає викиду матеріалу із зони подрібнення; 8 – шківи; 9 – вал ротора; 10 – кінцеві шайби;

11 – молотки; 12 – диски; 13 – стяжки; 14 – фіксувальні кільця

Є також молоткові дробарки, у яких матеріал спочатку розмелюється стисненим ударом, а потім, у міру руху його в зоні подрібнення, − вільним ударом. Стиснений удар у такій дробарці відбувається між молотками та броньованою плитою, яка знизу переходить у колосникову решітку.

Оскільки розмелювання у молоткових дробарках відбувається за рахунок вільного удару молотків, важливе значення має їх кінетична енергія. Її можна визначити за формулою

,

де G_м – маса молотка, кг; g – прискорення вільного падіння, м/с²; – кружна швидкість, м/с.

У свою чергу, колову швидкість, за якою матеріал може бути одноразово порушений, оцінюють за формулою

,

де границя міцності матерілу;Е – модуль пружності; – щільність матеріалу;– коефіцієнт відновлення.

Основними конструктивними і технологічними параметрами молоткових дробарок є їх діаметр, довжина та частота обертання ротора, кількість, маса та форма молотків, потужність двигуна та продуктивність.

Продуктивність молоткової дробарки (м³/год) оцінюють за допомогою формули:

, якщо D_р > L_р; ( 2.1 )

, якщо D_р < L_р ,

де D_р – діаметр ротора, м; L_р – довжина ротора, м; n – частота обертання ротора, тис. об/хв.

Точнішу оцінку продуктивності (т/год) можна отримати за формулою

, ( 2.2)

де K – коефіцієнт, який характеризує фізичні властивості матеріалу та ступінь його подрібнення; L_р – довжина ротора, м; Z – кількість рядів молотків на роторі; – колова швидкість, м/с;n – частота обертання ротора, об/хв; – насипна щільність матеріалу, т/м³.

Значення коефіцієнта К залежно від ступеня подрібнення визначають відповідно до формули

,

де i – ступінь подрібнення.

Молоткові дробарки в практиці порошкової металургії доцільно використовувати для подрібнення металевої губки, яку отримують після відновлення оксидів металів, спеків порошків металів та сплавів, електролітичних осадів і т. ін.

Кульові млини. Кульовий млин (рис. 2.7) складається з барабана, який заповнюється молольними тілами та подрібнюваним матеріалом. З обертанням барабана молольні тіла і частково подрібнюваний матеріал захоплюються відцентровими силами і силами тертя об стінки барабана, піднімаються на певну висоту і потім перекочуються чи падають, подрібнюючи матеріал.

В основі подрібнення матеріалів у кульовому млині лежить ударна, розколювальна чи стиральна дія куль на подрібнюваний матеріал. Механізм і швидкість подрібнення багато в чому залежать від швидкості обертання барабана млина 1, ступеня його завантаження, співвідношення розмірів барабана (діаметра і довжини), відносної маси і розмірів куль, середовища розмелювання.

Рис. 2.7. Кульовий млин:

1 – підшипники; 2 – барабан; 3 – завантажувальний люк; 4 – футерівка;

5 – розвантажувальний люк; 6 – циліндричний редуктор; 7 – реверс; 8 – еластична муфта; 9 – електродвигун

Звичайно, робочу швидкість обертання барабана визначають кількістю обертів барабана:

N_роб = 0,6…0,8 N_кр,

де N_кр – критична кількість обертів барабана, за якого молольні тіла відцентровими силами притискаються до стінок барабана.

Рис. 2.8. Схема руху куль за різної швидкості обертання барабана та механізм їх дії на розмелюваний матеріал: а – режим ковзання (стиральна дія); б – режим перекочування (стиральна та ударна дії); в – режим вільного падіння (ударна дія);

г– критична швидкість обертання барабана.

Для визначення критичної кількості обертів барабана зазвичай розглядають кулю, на яку діють відцентрові сили і сили тяжіння (рис. 2.9)

Рис. 2.9. Схема до розрахунку критичної кількості обертів барабана

Відцентрова сила визначається за формулою

або з урахуванням, що P = mg за формулою

де m – маса кулі;g – прискорення сили тяжіння;V – лінійна швидкість обертання барабана;R– радіус барабана.

Крім того, на кулю діє сила її власної ваги Р, яка за кута a може бути розкладена на силу, напрямлену по радіусу, що дорівнює Р sina, і на дотичну Р cosa .

Без урахування сил тертя куль об стінки барабана можна показати, що куля буде “прилипати” до стінок барабана доти, доки виконується умова

або .

Якщо a = 90^о, куля буде біля стінки барабана й обертатиметься разом з нею. У цьому випадку

.

Виражаючи швидкість обертання барабана через кількістьобертів, отримаємо (об/хв)

.

Тоді

(2.3)

де D – діаметр барабана, м; N – кількість обертів барабана за хвилину.

Із виразу (2.3) знаходимо критичну кількість обертів барабана

У цих умовах куля буде виконувати колові рухи разом з барабаном. Для здійснення процесу подрібнення потрібно, щоб куля відірвалась від стінок барабана. Це можливо, якщо N < N_кр..

Крім кількості обертів барабана, на ступінь подрібнення матеріалів у кульовому млині впливає загальна маса завантаження молольних тіл і кусків вихідних матеріалу. Перевантаження молольними тілами призводить до підвищеної втрати енергії і зношення куль, а недовантаження знижує продуктивність і спричиняє інтенсивне зношення стінок барабана.

Зазвичай найбільшу масу завантаження визначають за виразом

де j – коефіцієнт заповнення млина; m – коефіцієнт розпушення куль; g – густина матеріалу розмольних тіл; R – радіус млина; L – довжина млина.

Значення коефіцієнта завантаження млина зазвичай становить 0,4…0,5. За більших значень j молольні тіла стикаються один з одним, що знижує ефективність їх розмелювальної дії на матеріал, що подрібнюється. Найчастіше використовують сталеві й твердосплавні кулі. Найінтенсивніше розмелювання відбувається за відношення діаметрів куль і барабана млина:

де d – діаметр куль; D – діаметр млина.

Найприйнятніше співвідношення діаметрів куль – 4 : 2 : 1 за їх співвідношення за масою 10 : 3 : 1.

Об’єм завантаженого матеріалу для розмелювання в кульових млинах не повинен перевищувати об’єму порожнин між молольними тілами. Перевищення цього об’єму зменшує ступінь дії молольних тіл на матеріал.

Крім розглянутих чинників, на ступінь подрібнення матеріалів за інших рівних умов впливає співвідношення між довжиною і діаметром барабана та середовище подрібнення.

За відношення D : L ³ 3…5 переважає ударна дія куль, а якщо D : L 

£ 1…3, – стиральна. У зв’язку з цим для ефективного подрібнення твердих і крихких матеріалів співвідношення D : L має бути більшим за 3, а для пластичних – меншим ніж 3 : 1.

Оскільки вплив середовища розмелу багато в чому подібний для різного типу млинів, то на цьому питанні зупинимося нижче.

Ефективність застосування того чи іншого кульового млина визначає робота, що витрачається на піднімання кулі на певну висоту, яка дорівнює, як вказує Г. С. Ходаков, кінетичній енергії у точці падіння. Однак визначення енергії кулі в момент падіння ускладнюється її взаємодією з іншими кулями та з подрібнюваним матеріалом. Тоді енергію кулі можна визначити тільки за певних допущень. Для цього використовують приблизну формулу, отриману напівемпіричним шляхом:

_(2.4)

де К₁, К₂, К₃, К₄ – коефіцієнти, що враховують властивості матеріалу, швидкість обертання барабана, ступінь заповнення молольними тілами; D, L – відповідно діаметр і довжина барабана; g – насипна щільність молольних тіл (зазвичай 0,6…0,75 густини їх матеріалу).

Для млинів з різним співвідношенням D : L, за інших рівних умов, формула (2.4) набуде вигляду

Потужність, що передається одиниці об’єму барабана, називається енергонапругою:

(2.5)

Аналізуючи формулу (2.5), можна стверджувати, що продуктивність кульових млинів пропорційна їх розмірам. Для підвищення продуктивності млина необхідно збільшувати діаметр і довжину млина. Як вказує Г. С. Ходаков, максимальна дисперсність порошку, що досягається у будь- якому обертовому млині, пропорційна її енергонапрузі. Тому кульовий млин не може бути ефективно використаний для дрібного розмелювання. Більш перспективні щодо цього є вібраційні млини, у яких молольні тіла рухаються з прискоренням, що значно перевищує прискорення сили тяжіння.

Вібраційні млини. На відміну від кульових млинів, у вібраційних млинах забезпечується швидке і тонке подрібнення як крихких, так і пластичних матеріалів.

Основна частина вібраційного млина (рис. 2.10 ) – дебалансний вал 2, який генерує коливальні рухи в площині, перпендикулярній до осі барабана 1, розміщеного на пружинах. У барабан завантажують молольні тіла та подрібнюваний матеріал. Найпоширеніша форма молольних тіл вібраційних млинів – невеликі циліндри чи кулі.

Схему вібраційного млина інерційного типу показано на рис. 2.10. Циліндричний барабан (корпус) 1 з розміщеними в ньому молольними тілами та матеріалом з’єднано за допомогою підшипників з валом 2. Вал з дебалансом обертається за допомогою електродвигуна, що з’єднаний з ним гнучкою муфтою, зумовлює колові коливальні рухи корпусу млина.

Кількість молольних тіл та матеріалу має не перевищувати 0,75...0,85 об’єму барабана. У свою чергу, кількість матеріалу за об’ємом не повинна перевищувати об’єм порожнин між молольними тілами. Частота коливань відповідає кількості обертів вала, яке становить 1500…3000 об/хв за амплітуди коливань 2…4 мм.

Рис. 2.10. Схема вібраційного млина з вібратором у вигляді

дебалансного вала: 1 – електродвигун; 2 – гнучка муфта; 3 – завантажувальний люк; 4 – молольні тіла та розмелюваний матеріал; – корпус; 6 – вал з дебалансом;

7 – пружини; 8 – основа

Кількість дій (імпульсів) молольних тіл на матеріал за хвилину становить декілька сотень мільйонів і її можна визначити з виразу

_,

де V – об’єм млина, дм³; К – кількість молольних тіл у 1 дм³;

– коефіцієнт заповнення млина молольними тілами; n – кількість обертів вала з дебалансом, об/хв; z – кількість імпульсів, що передається кожному з молольних тіл корпусом млина за одне колове коливання; b – коефіцієнт, що враховує додаткову кількість імпульсів, передавану за один оберт вала кожному мозольному тілу від сусіднього.

Під час розмелювання матеріал зазнає переважно ударних, стискальних та стиральних дій молольних тіл. Висока частота і різноманітний характер цих дій на матеріал значно прискорюють процес розмелювання порівняно з розмелюванням у кульових млинах і сприяють отриманню продукту високої дисперсності. Як і у випадку розмелювання у кульових млинах, процес можна прискорити проведенням його за наявності рідин та поверхнево-активних речовин. Сухе розмелювання зазвичай більш ефективне на початковій стадії розмелювання з отриманням порошків, розміри частинок яких більші за 5...10 мкм.

Вібраційні млини можна використовувати для періодичної та безперервної роботи (без класифікаторів і з ними) за сухого розмелювання та розмелювання за наявності рідин і ПАР.

Періодичний режим роботи можна рекомендувати для розмелювання невеликої кількості матеріалу або за оптимізації технологічних параметрів розмелювання.

Матеріал розвантажують через розвантажувальний люк з решіткою, яка затримує молольні тіла, або продуванням барабана млина повітрям за допомогою вентилятора через циклон.

У разі великих об’ємів виробництва можна використовувати вібраційні млини неперервної дії, які працюють у замкнутому циклі з класифікатором (рис. 2.11). Розмелений матеріал безперервно відбирається із зони подрібнення і розділяється на фракції з виділенням потрібної. Фракції порошку з більшим розміром частинок повертаються на додаткове розмелювання.

Атриторні млини. Атриторні млини використовують для тонкого та колоїдного розмелювання матеріалів з отриманням порошку, розміри частинок яких 1 мкм і менше. При цьому розмелювання в атриторному млині відбувається значно швидше, ніж в кульових млинах. Це зумовлено тим, що необхідна енергія безпосередньо використовується для розмелювання і немає потреби вводити в дію велику кількість деталей, як це буває в разі розмелювання в барабанних подрібнювачах, наприклад у кульових млинах. Схему атриторного млина та камеру розмелювання показано на рис. 2.12. Розмел відбувається за рахунок ударної та стиральної дії молольних тіл (куль) 4 на матеріал. Для розмелу матеріал та кулі завантажуються в барабан 1 млина, який охолоджується проточною водою. Під час обертання мішалки з лопастями суміш матеріалу та куль починають рухатись. При цьому безпосередньо мішалкою приводиться в рух відносно невелика кількість куль, а рух решти зумовлюється естафетною передачею імпульсів від кулі до кулі.

Рис. 2.11. Схема вібраційної установки неперервної дії:

1 – решітка; 2 – матеріал; 3 – дозатор; 4 – бункер; 5 – вентилятор; 6 – трубопровід;

7 – бункер; 8 – шибер; 9 – циклон

Рис. 2.12. Схема атриторного млина (а) та робоча камера (б) атритора:

1 – водоохолоджувальний корпус; 2 – система циркуляції пульпи;

3 – мішалка з лопастями; 4 – розмольні тіла з матеріалом

Висока ефективність розмелу матеріалів в атриторних млинах досягається дуже нерівномірною швидкістю переміщення матеріалу та куль в їх масі як по радіусу, так і по діаметру. Це зумовлює відносне переміщення матеріалу та куль, яке забезпечує ударну та стиральну дію куль на матеріал. Особливістю атриторних млинів є також те, що під час розмелу в них використовуються кулі меншого діаметра, ніж у кульових млинах. Завдяки цьому значно збільшується їх активна робоча поверхня. Більш інтенсивний розмел матеріалів в атриторних млинах досягається також циркуляцією пульпи за допомогою вбудованої системи циркуляції 2. Під час розмелювання в таких млинах також можна регулювати розмір кінцевих частинок порошку, змінюючи швидкість подачі рідини знизу вверх і злив отриманої пульпи.

Планетарні млини. Планетарні млини набувають широкого застосування для подрібнення крихких матеріалів. Будова млина дозволяє обертати барабан з матеріалом і молольними тілами по колу та водночас навколо своєї осі. За своєю конструкцією ці млини бувають з горизонтальним (рис.2.13), та із вертикальним (рис. 2.14) розміщенням барабанів. При цьому центри барабанів можуть отримувати прискорення від 20 до 40g. Під час руху барабана біля його стінки утворюється масив куль, у якому кожна куля рухається навколо своєї осі і навколо осі барабана. Такий складний характер руху молольних тіл дозволяє інтенсивно подрібнювати матеріал. При цьому молольні тіла чинять переважно стиральну дію на подрібнювальний матеріал. Інтенсивність подрібнення матеріалу в планетарних млинах у сотні раз вища, ніж у кульових.

Рис. 2.13. Схема планетарного млина з горизонтальним

розміщенням брабанів: 1 – опори; 2 – кожух; 3 – корпус-шків з обоймами та барабанами;4 – основа; 5 – електродвигун

Корпус-шків являє собою зварну конструкцію з центральною віссю, навколо якої розміщено шість гнізд для підшипників обойм i три – для закріплення проміжних зубчастих коліс. На кінцях осей обойм розміщено зубчасті колеса, які з’єднані з проміжними зубчастими колесами, i противаги, що забезпечують рівномірніший розподіл навантажень на підшипники. Вісь корпусу шківа вставлено в сидіння на нерухомому стакані центрального підшипника. На шпонці цього стакана закріплено нерухоме зубчасте колесо. Оci проміжних зубчастих колес також закріплені в корпусі шківа нерухомо. Кожне проміжне колесо з’єднано із зубчастими колесами двох сусідніх обойм i передає обертання від центрального нерухомого колеса. Обертання на барабан передається від електродвигуна через клинопасову передачу, корпус-шків, осі проміжних зубчастих колес i обойми. Закріплені в обоймах барабани обертаються разом з корпусом-шківом i одночасно навколо своєї oci.

Рис. 2.14. Планетарний млин з вертикалним розміщенням барабанів:

1 – станина; 2 – водило; 3 – барабанний млин; 4 – нерухоме зубчасте колесо;

5 – привідна шестірня; 6 – ведучий вал

Під час pyху барабана молольні тіла розміщуються по сегменту, форма i положения якого не змінюється з часом. У сегменті відбувається циклічний рух. Під час pyху барабана біля його стінки утворюється рухома маса куль. Крім того, кожна куля рухаєгься по колу, центром якої є вісь барабана. Із досяганням зони «відриву» кулі починають перекочуватися в сегменті і обертатися навколо центрів, що спричиняє розмелювання матеріалу стиранням.

Відрив у планетарних центробіжних млинах можливий за дотримання нерівності:

чи ,

де R – відстань від oci ведучого вала до oci робочого барабана; – кутова швидкість ведучого вала; r – радіус робочого барабана; – кутова швидкість обертання барабана; g – прискорення сили тяжіння; К – передатне число.

У наближенні останню нерівність можна записати у вигляді

. (2.6)

Визначальні параметри в нерівності (2.6) R, r i К. Зміна R і r зумовлює зміну прискорення центрів барабана, відсотка заповнення i маси завантажуваного матеріалу, тому для визначення конструкції експериментально обирають оптимальне передатне число К.

Найбільша інтенсивність розмелювання досягається за умови, коли спостерігається зворотне обертання. У цьому випадку вісь нерівності набуває вигляду

.

Таким чином, за правильного підбору R, r i К можна провадити розмелювання у планетарному млині за будь-яких значень кутової швидкості вала, що дозволяє теоретично необмежено прискорити процес розмелювання.

Необхідно враховувати, що процес розмелювання в планетарно-центробіжному млині супроводжується значним стиранням внаслідок намелювання матеріалу куль. Намелювання заліза зі стальних барабанів досягає декількох відсотків. Тому в разі потреби залізо відмивають кислотами. Крім того, в пpoцeci розмелювання матеріал розігрівається i окиснюється. У планетарному млині можна провадити розмелювання за наявності рідин (спирту, ацетону, чотирихлористого вуглецю), які прискорюють процес розмелювання і є захисним середовищем.

Струминні млини. Механізм подрібнення струминних ударних млинів дещо відмінний, ніж інших млинів. Розмелювання у них відбувається ударами матеріалу, що розганяється до великих швидкостей у розгінних трубах за допомогою повітря, пари, газів продуктів згоряння у відбійну плиту. Проста будова, відсутність рухливих частин власне млина обумовлюють переваги струминних млинів порівняно з кульовими.

Недоліки струминних млинів – великі енерговитрати на дрібне подрібнення, втрати матеріалу з робочим газом, складність схоплювання продуктів розмелювання. Найбільш ефективні вони за середнього подрібнення до розміру 20…60 мкм.

У промисловості використовують різні типи струминних млинів, які вирізняються конструктивно. Схему струминного млина з вертикальним розміщенням трубчастої розмельної камери показано на рис. 2.15. Камера 3 має форму підкови, у нижній частині якої розміщено два ряди сопел 2 і колектор енергоносія 1. Кожна пара сопел нахилена одна відносно одної, а також у бік руху матеріалу, що розмелюється .

Рис. 2.15. Схема струминного млина:

1 – колектор енергоносія; 2 – сопла; 3 – камера; 4 – труба піднімального потоку;

5 – сепараційна труба; 6 – відвідний штуцер; 7 – жалюзійна решітка; 8 – труба падаючого потоку; 9 – завантажувальний пристрій; 10 – інжектор живлення;

11 – штуцер інжектора; 12 – штуцер підведення енергоносія

Вихідний матеріал із розміром частинок 200 ... 500 мкм, подається в камеру розмелу за допомогою інжектора 10, до якого з колектора по трубі 12 подається енергоносій. Як енергоносій використовують стиснене повітря тиском 0,3 ... 1,0 МПа або перегрітий пар тиском 0,7 ... 1,8 МПа. При цьому витрати повітря можуть становити 2 ... 45 м³ /хв, а перегрітої пари – 0,8 ... 40 кг/хв. Розмелений матеріал по трубі 4 надходить в сепараційну камеру, яка складається із сепараційної труби 5, відвідного штуцера 6. Штуцер розміщено з внутрішнього боку падаючої гілки сепаратора. В сепараційній камері перед відвідним штуцером установлено також жалюзійну решітку 7. Під час рухучастинок матеріалу в сепараційній трубі на них діють відцентрові сили, значення яких, за інших рівних умов, залежать від їх маси. Завдяки цьому крупніші частинки будуть притискуватись до зовнішньої поверхні сепараційної труби, відтісняючи при цьому дрібні частинки до її внутрішньої поверхні. Унаслідок цього тонка фракція матеріалу, що додатково відділяється від крупних частинок за допомогою жалюзійної решітки, відсмоктується за допомогою відвідного штуцера із зони розмелювання, а крупніші частинки по падаючій гілці труби сепаратора 8 надходять у зону подрібнення для подальшого розмелювання. Ступінь розмелювання в таких млинах залежить від радіуса закруглення сепараційної труби, її діаметра та положення жалюзійної решітки.

За допомогою струминних млинів можна отримувати порошки з твердих матеріалів, розміри частинок яких становлять декілька мікрон. При цьому продуктивність млинів може мати діапазон 45... 3600 кг/год залежно від витрат енергоносіїв та їх тиску.

Для подрібнення твердих, крихких матеріалів з розміром вихідних частинок до 10 мм і отримання порошків з розміром частинок

50...80 мкм можна використовувати протипотокові двоструминні млини (рис. 2.16). У таких млинах подрібнений матеріал відводиться з нижньої частини камери розмелювання. Таке розміщення пристрою для відведення продуктів розмелювання полегшує подачу вихідного матеріалу в зону подрібнення через верхню кришку камери і знижує можливість забивання камери крупними частинками під час їх випадання з потоку енергоносія. Якщо подрібнений матеріал відводиться знизу камери, то такі частинки попадають у вивідні труби і газовим потоком піднімаються в сепаратор, звідки знову повертаються в зону розмелювання. Як енергоносій в таких млинах також використовують стиснене повітря або перегріту пару.

Вихрові млини. Вихрові млини використовують для отримання порошків з пластичних, в’язких матеріалів, які є відходами інших виробництв. Є дві типові конструкції вихрових млинів. Перша (рис. 2.17) складається з робочої камери 1, у якій на незалежних валах обертаються в протилежних напрямах два пропелери з однаковою кількістю обертів (3000 об/хв).

Пропелери створюють вихрові потоки повітря, у яких розмелюється матеріал здебільшого вільного удару однієї частинки об іншу. При цьому згідно з теорією Смігельскаса дрібніші частинки функціонують як снаряди, а крупніші – як мішені. Унаслідок цього частинки продукту подрібнення не можуть бути меншими за 1 мкм. У камеру за допомогою насоса подається повітря, струмені якого виносять з неї частинки продукту розмелювання. Отже, регулюючи швидкість газового струменя, можна отримувати порошки, розміри частинок яких до 400 мкм. Під час розмелювання матеріал нагрівається і може окиснюватись. Для попередження окиснення матеріал розмелюють у газовому середовищі із суміші повітря та інертних газів за незначних їх витрат у зв’язку із замкнутою їх циркуляцією.

Рис. 2.16. Схема протипотокового двоструминного млина з нижнім відведенням продуктів розмелювання:

1 – відведення продуктів розмелювання; 2 – камера розмелювання; 3 – розгінна труба; 4 – сопло; 5 – рукав повернення крупної фракції; 6 – штуцер для відведення тонкої фракції; сепаратор; 7 – сепаратор; 8 – завантажувальний пристрій

Продукти розмелювання виносяться з камери газовим струменем і осідають у відстійнику. Продуктивність такого вихрового млина –10... 45 кг/год.

Як вихідну сировину використовують обрізки дроту діаметром 1...1,25 мм завдовжки 3...4 мм, що є одним з недоліків таких млинів. Порошки, отримані у вихрових млинах такої конструкції, мають тарілчасту форму та високу питому поверхню за рахунок розвиненої поверхні. Через високий ступінь наклепу частинки мають високу твердість, тому перед використанням їх потрібно відпалювати.

Рис. 2.17. Вихровий млин з пропелерами:

1 – вентилятор; 2 – приймальна камера; 3 – осаджувальна камера; 4 – бункер;

5 – робоча камера; 6 – пропелери

Вимоги до вихідних матеріалів знижуються за використання вихрових млинів другої конструкції (рис. 2.18). У цих млинах замість пропелерів передбачено один центральний вал із закріпленими на ньому билами. Така конструкція дає змогу використовувати як вихідний матеріал відходи металообробної промисловості (стружку) та обрізки дроту.

Вихрові млини можна використовувати для отримання порошків із заліза та легованих сталей тарілчастої та близької до круглої форми частинок.

2.3. Основи теорії подрібнення

У теорії подрібнення найважливіший чинник – вибір загального параметра, що характеризує роботу того чи іншого апарата. Останнє залежить від багатьох чинників. Для кульового млина – це швидкість його обертання барабана, співвідношення діаметра і довжини барабана, співвідношення діаметрів молольних тіл і густин матеріалу, з якого вони виготовлені. Для вібраційного млина важливі завантаження, частота й амплітуда коливань, для струминних – швидкість газу, кількість частинок у суміші з газом, довжина розгінних трубок і температура газу. У вихрових млинах важливе значення мають розміри початкових частинок, швидкість обертання пропелерів та ін.

Рис. 2.18. Схема вихрового млина з бияками:

1– била;2– кожух;3– вал;4– вентилятор; 5 – приймальний бункер;6– завантажувальні пристрої;7– дозатор;8– електродвигун;9– трубопровід

Зазвичай, розробляючи чи вибираючи ту чи іншу машину, виходять з оптимальних значень виходу готової продукції заданої дисперсності на одиницю витрат енергії. Саме тому затрати енергії для оптимально вибраного режиму подрібнення є визначальним чинником.

Залежність між дисперсністю подрібнюваних матеріалів і затратами енергії на процес подрібнення називають законом подрібнення.

Результати дослідження закономірностей процесів подрібнювання матеріалів та їх узагальнення викладено в багатьох працях, серед яких найбільш відомі праці Ріттингера, Кірпічова, Кікка, Сіденка, Ходакова.

На думку Ріттингера, робота, яка витрачається на подрібнення, пропорційна розміру знову утвореної поверхні подрібнюваного матеріалу. Він розглядав як вихідне тіло куб з ребром D, який руйнується будь-яким способом на кубики з ребром d (рис. 2.19). Припускаючи, що на утворення одиниці нової поверхні витрачається постійна робота А₀, яку визначають дослідним шляхом ( питома робота). Виходячи з цього, Ріттингер робить висновок, що вся робота, яка витрачається на подрібнення тіла,

де i – ступінь подрібнення.

В. Н. Кірпічов та незалежно від нього Кікк розглядали процес подрібнення з іншого погляду. Вони припустили, що енергія, потрібна для отримання геометрично зручних тіл однакового технологічного складу, пропорційна об’ємам і масам цих тіл.

Рис. 2.19. Схема руйнування матеріалу під час подрібнення за Ріттингером

Закон Кірпічова – Кікка грунтується на теорії пружності, відповідно до якої для руйнування ідеально крихкого тіла об’ємом V потрібно витратити енергію

де – межа міцності;– модуль Юнга.

Аналізуючи отримані експериментальні дані, Г. С. Ходаков зазначає, що крихкі тіла з досягненням гранично напруженого стану під час стиснення, незалежно від їх розміру, розколюються на подібні один до одного елементи. При цьому утворювана поверхня і середній розмір нових частинок визначаються розмірами тіла X і дорівнюють відповідно a₁X і a₂X, де a₁ і a₂ – постійні, що не залежать від розмірів руйнованого тіла. Якщо тілу передається енергія U₀^¢ > U₀, то це зумовить збільшення коефіцієнтів a₁ і a₂, які за сталості густини енергії (e = U₀/V) так і залишаються сталими.

За теорією пружності, якщо s < s₀, руйнується тіло, а енергія розсіюється. Крім того, відомо, що навіть слабкі періодичні зусилля спричиняють утворення певних тріщин (шпарин), у результаті чого тіла руйнуються після певного циклу дій, навіть якщо s < s₀. Затрати енергії визначаються кількістю циклів, що передують руйнуванню. Виходячи з цього Г. С. Ходаков вважає, що кількість енергії, яка потрібна для руйнування твердого тіла розміром X на частинки, сумарна поверхня яких дорівнює a₂X², завжди визначається сталою густиною енергії, потрібною для крихкого руйнування. Усе це і складає сутність закону подрібнення Кірчакова – Кікка.

Крім розглянутих рівнянь, маємо й інші, які описують залежність між властивостями подрібненого матеріалу, ступенем подрібнення (i), об’ємною часткою подрібнення матеріалу (а₀) і затратами енергії.

П. М. Сіденко, аналізуючи процеси подрібнення, зазначає, що процес розмелювання матеріалів механічними методами – досить складний процес. Дуже складно враховувати характер, величину, напрям сил, завдяки дії яких матеріал подрібнюється. Тому намагання описати процес подрібнення якимось одним узагальненим рівнянням навряд чи можна.

Наприклад, для отримання одних і тих самих результатів розмелювання конкретного матеріалу різними способами необхідно виконати різну роботу. Різницю в енергетичних витратах на подрібнення матеріалу різними способами, але з однаковим кінцевим результатом, можна було б урахувати за допомогою коефіцієнта корисної дії певного способу, який можна визначити як відношення корисної роботи до загальної витраченої роботи. Остання завжди більша від необхідної, оскільки частина енергії витрачається на деформацію матеріалу без його подрібнення і виділяється у вигляді тепла, витрачається на подолання сил тертя між матеріалом та робочими елементами подрібнювача, порушення конгломератів та ін.

Слід зважати на те, що процес розмелювання має декілька етапів, на кожному з яких отримують продукти диспергування різної дисперсності. У цих продуктах наявні також частинки, які досягли заданого розміру і не повинні більше розмелюватись. Залишаючись в продукті, вони сприймають на себе частину енергії і продовжують подрібнюватись і, тим самим, уповільнюють дію процесу в потрібному напрямі.

На величину загальної роботи також значно впливають умови подрібнення.

Визначати загальну роботу (енергію) не складно, оскільки її можна визначати простим заміром. Складніше визначати ту мінімальну роботу, яка потрібна для отримання заданого результату подрібнення безвідносно до способу подрібнення. Визначення цієї роботи дає змогу розрахувати коефіцієнт корисної дії кожного способу подрібнення.

П. М. Сіденко зазначає, що багато матеріалів, особливо крихких, у разі стиснення не мають залишкових деформацій. Вони абсолютно пружні і для них можливе використання відомого виразу для визначення роботи деформації:

. (2. 7)