Prallmühle Gegenstand vorliegender Erfindung ist eine Prall mühle zur Zerkleinerung von Teilchen durch die Schlagwirkung, die beim Anprallen derselben an einer Vielzahl von Zerkleinerungswandungen entsteht, die einen Rotor konzentrisch umgeben, der im wesent lichen radial verlaufende Kanäle aufweist, die von innen .nach aussen fortschreitend sich verringernden Querschnitt besitzen,
eine Abdeckplatte umfassen und den Durchfluss von Strömungsmedium und Teilchen unter Zentrifugalkraftwirkung zu ermöglichen geeignet sind, wobei jede Zerkleinerungswandung mindestens je eine im wesentlichen rechtwinkelig zu dem Weg der aus den Kanälen austretenden Teilchen gerichtet ange ordnete Schlagfläche umfasst.
Der Zerkleinerungsbetrag, der ein Mass für die Leistungsfähigkeit der Zerkleinerungsvorrichtungen ist, wird allgemein als der Betrag der neu spezifischen erzeugten Fläche, das heisst der spezifischen Fläche nach der Zerkleinerung, definiert, normalerweise aus gedrückt in .cm@/g, und es ist eine direkte Beziehung zwischen der neuen Fläche und der für ein gegebenes Material erforderlichen Energie vorhanden. Für einen hohen Wirkungsgrad muss somit die gesamte Ein gangsenergie darauf gerichtet werden, eine neue Fläche zu erzeugen, und Verluste, z. B.
Reibung, Pumpen des Strömungsmittels und Wirbelung, müssen beseitigt oder verringert werden.
Wenn der Zerkleinerungsbetrag oder die neue Fläche ansteigt, steigt die Intensität der Eingangs energie, das heisst, .die pro Tonne Material und pro Stunde erforderliche Energie an. Gleichzeitig werden Faktoren, die einen Energieverlust bewirken, wich tiger.
Derzeit wird die Zerkleinerung von Teilchen (oft Pulverisierung genannt) mittels Brechern, Rollen mühlen, Kugelmühlen, Hammermühlen, Schlagmüh len, Scheibenmühlen, Strahlmühlen, Schleuder-Staub- mühlen, usw., bewerkstelligt, von denen jede be stimmte Vorteile und Nachteile hat. Im allgemeinen ist jede Vorrichtungsart speziell für eine besondere Anwendung entwickelt, bei der die Vorteile die Nachteile überwiegen.
Demgemäss gibt es keinen Grundtyp .einer Zerkleinerungsvorrichtung, die viel seitig verwendet wird. Zum Beispiel ist eine Kugel- mühle zum Feinmahlen relativ wirkungsvoll. Für eine gegebene Kapazität ist diese Mühle jedoch gross und teuer und .leidet an dem Nachteil, dass das Stabili sieren nach dem Starten oder Ändern des Umfanges der Beschickung eine lange Zeit in Anspruch nimmt.
Eine übliche Hammermühle oder Schlagmühle ist auch für .das Feinmahlen oder Pulverisieren geeignet, jedoch haben bekannte Anordungen zwei Nachteile, welche ihren Wirkungsgrad verringern. Einmal erzeugen sie eine übermässige Luftwirbelung, die einen wesent lichen Teil der Eingangsenergie ohne einen entspre chenden Vorteil verbraucht.
Des weiteren sind diese Mühlen im allgemeinen so ausgebildet, dass sie das Material mehr als einem Schlag aussetzen, bevor die ses entnommen wird, womit Energie auf schlagende Teilchen vergeudet wird, die bereits in der Grösse ausreichend verringert sind. Die Strahlmühle ist am meisten für sehr feines Mahlen geeignet. Hierbei werden die Teilchen durch einen sehr schnellen Gas- oder Flüssigkeitsstrom beschleunigt, und es wird dann vorgesehen, dass sie aufeinander oder auf eine Zerklei nerungswandung stossen.
Bestenfalls ist diese Mühlen art nicht leistungsfähig und es wird normalerweise bedeutend mehr Flüssigkeit gepumpt, als dies für einen optimalen Betrieb notwendig ist, was weiterhin den gesamten Wirkungswiderstand verringert.
Eine bekannte Schleuder-Staubmühle zum voll ständigen Zermahlen von schon weitgehend zer kleinertem Maihlgut mit von Abrasivwandungen umge benen, Wurfkanäle aufweisenden Wurftellern hat den Nachteil, eine durch Wurftellerwellen- und -Lage rungsmittel zentral verbaute, die mit unerwünschten Asymmetrien behaftete seitliche Beschickung der Mühle voraussetzende Wurfteller-Aufgabeöffnung, an statt nur als Wurfstück unerwünschterweise auch als Zerkleinerungs- und vor allem als Aufwirbelungs- und Umwälzungsorgan wirkende,
nicht oder nur umständ lich auswechselbare Wurfkanalwandungen und das Mahlgut durch mit Reibungs- und Umwälzungsener- gieverlusten behaftete Reibungs- und Abrasivwirkung zerkleinernde Abrasivwandungen zu besitzen.
Zur frühzeitigen Zerstörung der Mühle führende Vibra- tions- und Abnützungserscheinungen und die nach teilige Verminderung der Zerkleinerungskapazität, und bei gleichbleibender Eingangsenergie, der nütz lichen Zerkleinerungsarbeit der Mühle sind die prak tisch untragbaren Folgen.
Zweck vorliegender Erfindung ist nun, eine Prall mühle zur Zerkleinerung von Teilchen zu schaffen, die von unerwünschten Vibrations- und Abnützungser scheinungen frei ist, deren der grössten Abnützungs- und Bruchbeanspruchung ausgesetzte Teile leicht aus wechselbar sind, die den Vorteil einer ummittelbaren Anpassung der Abgabe an eine Änderung der Be schickung besitzt, deren Zerkleinerungskapazität durch Asymmetrieerscheinungen nicht beeinträchtigt wird, die mit einem wesentlich höheren Wirkungsgrad als Schlag-, Hammer-,
Strahl- oder bekannte Schleu- der-Staubmühlen arbeitet und die denselben oder einen besseren Wirkungsgrad als eine Kugelmühle aufweist, dies bei Abmessungen und Kosten, die bei sonst gleichen Bedingungen nur einen Bruchteil der jenigen einer Kugelmühle und auch jene einer Schleu- der-Staubmühle kaum erreichen.
Die erfindungsmässige Prallmühle zeichnet sich dadurch aus, dass der Rotor eine freie zentrale Auf gabeöffnung umfasst, die im wesentlichen sich un mittelbar an eine die Form eines zylindrischen Rau mes aufweisende Beschickungsöffnung der Prallmühle anschliessend angeordnet ist, wobei genannte Kanäle sich radial von einem mit der Aufgabeöffnung benach barten Rotorbereich entfernend sich erstrecken,
min- destens in ihrem austrittsnahen Endbereich durch ersetzbare Schleifstreifen geformte Wandungen be sitzen und in eine mit den äusseren Kanalenden be nachbarte Kammer münden, deren Höhe diejenige der Kanalenden wesentlich übertrifft.
Die nachfolgende Beschreibung erörtert beispiels weise bevorzugte Ausführungsformen der Prallmühle nach vorliegender Erfindung anhand der Zeichnung, in der sind Fig. 1 eine Seitenansicht einer Ausführungsform der Prallmühle, gemäss der Erfindung, Fig. 2 ein Querschnitt längs der Linie 2-2 in Fig. 1,
Fig. 3 ein vergrösserter Querschnitt eines Teiles der Vorrichtung der Fig. 1 und Fig. 4 eine vergrösserte Teilansicht der Schlag- oder Auftrefffläche. Die hauptsächlichen Teile der beschriebenen Prallmühle enthalten ein im wesentlichen zylin- drisches Gehäuse 10, das von einem Ständer 12 ge tragen ist und das einen Einlasstrichter 14 an seiner oberen Fläche und einen elektrischen Antriebsmotor 16 an seiner unteren Fläche trägt.
Das Gehäuse 10 weist einen Auftreffring 18 auf, gegen den die Teil chen mittels einer Rotoranordnung 20 gerichtet wer den. Der Aufprallring weist einen relativ massiven Aufbau auf und ist mit einer Vielzahl von in ge ringem Abstand angeordneten Kerben 19 versehen, wobei an einer Wandung 23 jeder Kerbe eine gehär tete, stählerne Schlagfläche 21, z. B. durch Hartlöten, angebracht ist. Jede Wandnug 23 hat somit eine Schlagfläche 21, die vorzugsweise flach ist.
Das fertige Produkt wird durch einen tangentialen Auslass 22 abgezogen.
Das Gehäuse enthält einen unteren kreisförmigen Plattenring 25, der an dem Ständer 12 angeschweisst ist und lösbar durch Schrauben 24 an einem Ring 26 befestigt ist, welcher an die Unterfläche eines Zwi schenrings 28 angeschweisst ist, wobei der Aussenteil dieses Ringes die untere Wand einer Kammer 30 bildet, durch welche der Strom der Flüssigkeit und der Teilchen hindurchgeht.
An dem inneren Umfange des Ringes 25 ist mittels Schrauben 32 ein Kragen 34 lösbar befestigt, an dem der Antriebsmotor 16 in axialer Ausrichtung mit der Mitte der Rotoranord- nung 20 entfernbar angebracht ist.
Die inneren und äusseren Wände der Kammer 30 sind durch zylindrische Teile 36 und 38 gebildet, die an der Grundplatte 28 angeschweisst sind. Ein Ring 40, dessen obere Fläche in geringem Abstand von der unteren Fläche der Rotoranordnung 20 steht, ist an seinem Aussenumfang mit dem zylindrischen Teil 36 und an seinem Innenumfang mit einem Lager tragteil 42 verschweisst, das ebenfalls an die untere Platte 28 angeschweisst ist.
An die obere Kante des äusseren zylindrischen Teiles 38 ist ein Ring 44 ge schweisst, an dem mittels Schrauben 46 ein Ring 48 befestigt ist, der die obere Wand der Kammer 30 bildet und an den eine obere Platte 50 geschweisst ist, welche die obere Fläche des Gehäuses 10 bildet. Der unten im einzelnen beschriebene Auftreffring 18 ist mittels Schrauben 52 an dem Ring 48 befestigt. Ein zylindrischer Kragen 54 ist mit seinem unteren Ende an die Platte 50 geschweisst und trägt an seinem oberen Ende einen, Ring 56, an dem ein den Trichter 14 tragender Zwischenteil 58 lösbar mittels Schrauben 60 befestigt ist.
Die Rotoranordnung 20 enthält einen Hauptteil 62 und einen oberen Abdeckteil 64, wobei diese beiden Teile durch Schrauben 66 und 68 miteinander ver bunden sind und zusätzlich durch Zapfen 70 in der gewünschten relativen radialen Lage gehalten werden.
In dem Hauptteil 62 des Rotors sind vier sich radial erstreckende Kanäle 72 gebildet, die sym metrisch zu der Achse des Rotors angeordnet sind. Die Kanäle sind an ihren äusseren Enden und an ihren inneren Enden offen und stehen in offener Verbin- dung mit einem ringförmigen Einlasshals 74 in der Mitte des Rotors unmittelbar unter dem Einlasstrichter 14. Die Wände der Kanäle sind durch gleiche Schleif- streifen 76 gebildet, die in eingefräste Nuten 78 ein gesetzt sind, die in dem Hauptkörper des Rotors ge bildet sind.
Die Streifen 76 sind in den Nuten 78 mit Gleitsitz aufgenommen und werden nur durch den oberen Abdeckteil 64 an ihrem Platz gehalten, um das leichte Entfernen zu ermöglichen. Jeder Streifen 76 ist mit einem konstanten Radius um seinen Mittel punkt gebogen und symmetrisch zu dem Radius des Rotors angeordnet. Zentrifugalkräfte auf die Streifen werden somit vollständig ausgeglichen und wirken als reine Zugspannung in den Streifen.
Der äussere Rand des Rotors ist von vier dünnen gleichen Blechstreifen 80 umgeben, die in Nuten eingeklemmt sind, die in dem Rotorteil 62 und der oberen Abdeckplatte 64 gebildet sind. Selbstverständlich erstreckt sich jeder Streifen 80 zwischen den gegenüberliegenden Enden eines der Schleifstreifen 76, um die äusseren Enden der Kanäle 76 unverschlossen zu lassen.
Die Rotoranordnung wird durch einen Zwischen kragen 82 angetrieben, der an ihrer unteren Fläche angeschweisst ist, die wiederum mittels eines oder mehrerer Stifte 84 mit einer Antriebskupplung 86 ver bunden ist, die durch den Hauptmotor 16 angetrieben wird. Ein vorgespannter und abgedichteter Lager aufbau 88 trägt drehbar den Kragen 82 innerhalb des feststehenden zylindrischen Teiles 42.
Eine obere Lageranordnung 90 mit gleichartigem Aufbau ist durch eine Mutter 92 an einem nach unten ragenden zylindrischen Abschnitt 94 des Teiles 58 einstellbar befestigt und ist mit engem Gleitsitz in einem sich nach. oben erstreckenden zylindrischen Vorsprung 96 aufgenommen, der mit dem Rotorabdeckteil 64 aus einem Stück gebildet ist, um eine Auflagerung für das obere Ende des Rotors zu erhalten.
Es ist darauf hinzuweisen, dass auf Grund dieses Aufbaues der Zugang zu dem Rotor und zu dem Inneren der Vorrichtung leicht möglich ist, indem einfach die Schrauben 46 entfernt werden. Dies ermöglicht das Entfernen des Trichters 14, der Lageranordnung 90, der oberen Platten 50 und 48 und des Auftreff- ringes 18, um das Auswechseln, das Einstellen oder die Wartung dieser Teile zu erleichtern.
Die ausdehnbaren Schleifstreifen 76 können er setzt werden, indem lediglich die Schrauben 66 und 68 und die obere Abdeckplatte 64 entfernt werden. Wegen der Drehwirkung des Rotors 20 unterliegt nur der Teil jedes Schleifstreifens im Betrieb einer Ab nutzung, der sich an einer Seite des Kanales 72 be findet.
Da die Schleifstreifen symmetrisch ausgebildet sind, müssen sie nicht nach einem Anfangszeitraum der Abnutzung ersetzt werden, sondern können ein fach umgedreht und wieder in die Nuten 78 einge setzt werden, um eine nicht abgenutzte Fläche der Schleifstreifen darzubieten. In jedem Falle unterliegt der relativ teure Rotorkörper niemals einer wesent lichen Abnutzung und hat somit eine grosse Betriebs dauer. Das durch den Trichter 14 zugeführte Material tritt in die Rotorkanäle 72 ein, falls sich der Rotor dreht, z. B. in der durch den Pfeil 100 in Fig. 2 an gegebenen Richtung.
Die in Drehrichtung hintere, durch einen Teil des Streifens 76 jedes Kanales ge bildete Wand erteilt den Teilchen eine tangentiale Geschwindigkeit, die gleich der Rotationsgeschwindig keit des Rotors ist. Wegen der auf die Teilchen wir kenden Zentrifugalkraft wird diesen auch eine radiale Geschwindigkeit nach aussen durch einen Kanal er teilt.
Die Teilchen verlassen somit den Kanal an dem Ende des Rotors und erhalten somit eine ballisti sche Flugbahn mit einer tangentialen Geschwindig keitskomponente v, die der Umfangsgeschwindigkeit des Rotors gleich ist, und mit einer radialen Ge schwindigkeitskomponente u.
Es kann mathematisch leicht gezeigt werden, dass die radiale Komponente u der tangentialen Kompo nente v unter idealisierten Bedingungen gleicht, die darin bestehen, dass 1. die Beschleunigung der Teil chen in der Mitte beginnt, und dass 2. keine Reibung zwischen den Teilchen und der Kanalwand vorhanden ist. In diesem Falle wird der Winkel A der ballisti- schen Flugbahn der Teilchen nach Verlassen der Scheibe 45 und die resultierende Geschwindigkeit vT wird gleich dem v-fachen der Quadratwurzel aus 2.
In der Praxis sind die idealisierten Bedingungen nicht erfüllt. Die Beschleunigung der Teilchen be ginnt in einem bestimmten Abstand r" von der Mitte und es ist ein bestimmter Reibungskoeffizient f zwi schen der hinteren Wand des Kanals 72 und den Teilchen vorhanden. Aus noch zu erläuternden Grün den ist die Kanalwand nicht radial, sondern ihre Er weiterung übertrifft einen bestimmten Abstand e von der Mitte der Scheibe.
Alle diese Faktoren sind be strebt, den Winkel A der Flugbahn der Teilchen zu ändern. Es kann jedoch gezeigt werden, dass die Wirkung von r. kleiner ist, wenn r. im Vergleich zu dem Radius des Randes des Rotors klein ist. Die Wirkung des Reibungskoeffizienten kann leicht be rechnet werden.
Die Wirkung des ausserhalb der Mitte liegenden Abstandes e besteht darin, den Winkel A ungefähr um eI2R zu verringern, wobei R der Radius des Rotors ist.
Wenn diese Ergebnisse auf einen praktischen Fall angewendet werden, hat sich herausgestellt, dass der Winkel A der Flugbahn bestrebt ist, etwa 40 anstelle von 45 , wie für idealisierte Bedingungen errechnet wird, zu werden. Es wird später klar werden, dass ein Fehler von einigen Graden in der Berechnung von A unbedeutend ist.
Auf Grund der Reibung zwischen den Teilchen und den Schleifstreifen 76 ist die resultierende Ge schwindigkeit längs der Flugbahn vT kleiner, als diese unter reibungslosen Bedingungen sein würde. Dies be deutet einfach, dass die gesamte Eingangsenergie nicht in kinetische Energie der Teilchen umgewandelt wor den ist. Der Energieverlust auf Grund der Reibung ist gleich der halben Differenz des Quadrates des theoretischen .vr--und.des Quadrates des tatsächlichen v, -Vielfachen der Massenströmung der Teilchen.
In praktischen .Fällen ist gefunden worden, -dass dieser Energieverlust in- der Grössenordnung von 10 bis 15 der theoretischen kinetischen Energie der Teilchen nach dem Verlassen -des Rotors liegt. Somit wird jedem in den Rotor eintretenden Teilchen dieselbe Geschwindigkeit gegeben, und das Teilchen verlässt den Rotor unter demselben Winkel A .der Flugbahn, wobei diese beiden Werte leicht- theoretisch festgestellt werden können. Jedes Teilchen hat somit dieselbe spezifische Energie, .z.
B. ausgedrückt in Zollpfund pro Pfund, und -die -gesamte Energie der Teilchen ist gleich 85 bis 90 % der Eingangsenergie abzüglich von Verlusten, ausser den Reibungsverlusten der Teilchen.
Um die Zerkleinerung der Teilchen zu erreichen, was Zweck der Erfindung ist, bleibt es lediglich übrig, die kinetische Energie jedes Teilchens in eine Kraft umzuwandeln, die das Brechen der Teilchen bewirkt. Für diesen Zweck werden die Wandungen 23 mit ihren Schlagflächen 21 mit gleichen Winkeln B zu den Flugbahnen der Teilchen eingestellt.
Für die wirkungsvollste Energieumwandlung sollte der Winkel B - 90 sein. In einigen Fällen ist es jedoch besser, einen geringeren Winkel zu verwenden, um z. B. .das Verstopfen der Wandungen zu vermeiden, falls das Material ein solches Bestreben zeigt. Eine andere Abänderung, die in einigen Fällen aus ähnlichen Gründen ratsam ist, besteht darin, die Wandungen einen bestimmten Winkel nach unten zu neigen.
Auf Grund des Schlages ist die kinetische Energie der Teilchen zwischen den Teilchen selbst und der Schlagfläche in direktem Verhältnis zu der Ablenkung des Berührungspunktes relativ zu dem Teilchen einer seits-und relativ zu der- Schlagfläche anderseits verteilt.
Wenn folglich die Schlagfläche durch eine Masse, die sehr gross im Vergleich zu der Masse der Teilchen ist, an ihrem Rücken starr verstärkt ist und eine Flächen härte hat, die sehr gross im Vergleich zu der Härte der Teilchen ist, wird -die Ablenkung des Berüh rungspunktes relativ zu der Schlagfläche vernach- lässigbar, und praktisch wird die gesamte kinetische Energie der Teilchen auf die Ablenkung, das heisst das Brechen der Teilchen selbst verwendet.
Somit kann das Material der Schlagfläche Stahl, der ge härtet sein kann, Wolfram oder Borkarbid oder ein anderes geeignetes Material sein.
Für vollkommene Bedingungen sollte die Schlag fläche 21 gebogen sein, um einen konstanten Winkel B zu einer Flugbahn zu erhalten, welche die Fläche schneiden würde. Es ist jedoch leicht einzusehen, dass eine Abweichung von wenigen Graden von dem gewünschten Winkel zwischen der Flugbahn und der Fläche 21 eine so geringe Änderung der zu der Fläche normalen Geschwindigkeitskomponente auch unter reibungslosen Bedingungen erzeugen würde,
dass diese vom Gesichtspunkt der Energie vollständig unbe deutend sein würde. Aus praktischen Gründen sind somit die Flächen 21 eben, und es ist nicht wichtig, falls die ursprüngliche Bestimmung des Winkels A der Flugbahn um wenige Grade abweichen sollte, was einen entsprechenden Fehler bei der Bestimmung des Winkels B der Schlagfläche bewirkt.
Es werden jetzt mögliche Verluste betrachtet, die ausser den Reibungsverlusten der Teilchen auftreten können. Die Lagerverluste des Rotors können sehr gering gehalten werden und werden als unwesentlich angesehen. Der lediglich verbleibende Verlust ist der Strömungsmittelpumpe- und- reibungsverlust. Die Untersuchung dieses Verlustes ist dieselbe, ob das Strömungsmittel .ein Gas oder eine Flüssigkeit ist.
Bei .dem folgenden Beispiel wird Luft als Strömungs- mittel angenommen.
Die Luft in den Kanälen 72 ist genauso wie die Teilchen den Zentrifugalkräften ausgesetzt. Sie wird sich folglich radial nach aussen bewegen, wenn dies nicht durch Einschränkungen verhindert wird.
Je mehr Luft.sich bewegt, desto mehr Eingangsenergie ist zu ihrer Bewegung erforderlich. Folglich muss die Luftströmung soweit als möglich eingeschränkt wer den. Dies kann durch Einschränkung der Zahl und der Grösse der Rotorkanäle 72 und/oder durch Ein schränken der Grösse des tangentialen Auslasses 22 erfolgen.
Eine mögliche Einschränkung der Luftbewegung ist auf Grund der folgenden Überlegungen begrenzt. Die Zahl der Rotorkanäle 72 muss so sein, dass jedes in den Trichter 14 eintretende Teilchen einen direk ten Ausgang findet. Das bedeutet, dass keine Fläche an dem Rotor, an der sieh Teilchen sammeln können, tangential sein darf, da die Zentrifugalkraft die Teil chen stationär relativ zu dem Rotor an dieser Fläche halten würde.
Die Wirkung könnte ein Verstopfen der Durchlässe sein. Aus diesem Grund ist die in der Praxis kleinste Zahl der radialen Kanäle in dem Rotor drei. Die Bedingungen werden weiter verbes sert, falls die Zahl auf vier, wie dargestellt, erhöht wird. Die Grösse jedes Kanales ist des weiteren durch die maximale Grösse der Teilchen bestimmt, die in der Mühle behandelt werden sollen.
Die kleinste Quer- schnittsfläche jedes Kanales muss gross genug sein, um sich dem grössten Materialstück, das erwartet werden kann, anzupassen. Die geringste totale Luftauslass- fläche durch den Rotor ist somit durch diese beiden Faktoren bestimmt.
Die Luftströmung könnte begrenzt werden, indem der tangentiale Auslass 22 eingeschränkt wird, falls nicht eine andere Forderung vorhanden wäre. Wenn es der Luft ermöglicht wird, durch die Rotorkanäle unter dem Einfluss der Zentrifugalkraft frei zu strö men, würde ihre radiale Spitzengeschwindigkeit die selbe wie die radiale Geschwindigkeit u der Teilchen werden. Falls aber die Luftbewegung, z.
B. durch Verringerung der Grösse des tangentialen Auslasses 22, eingeschränkt würde, würde ihre Geschwindigkeit durch die Kanäle 72 kleiner als die Teilchengeschwin digkeit u werden. Dies würde bedeuten, dass die Teil chen während sie sich durch die Rotorkanäle 72 nach aussen bewegen, einem Luftwiderstand ausgesetzt würden, welcher der Teilchenbewegung entgegenwirkt und die Geschwindigkeit der Flugbahn der Teilchen würde verringert werden.
Die Wirkung würde sich, je kleiner die Teilchen sind, um so mehr auswirken und somit den Wirkungsgrad des Mahlens der feinen Teilchen mehr als der groben Teilchen verringern. Der Auslass 22 muss somit gross genug sein, um der gesamten Luft angepasst zu sein, die durch die klein sten Querschnitte der Kanäle 72 mit einer Geschwin digkeit v strömen kann.
Die Spitzengeschwindigkeit kann an jedem ra dialen Punkt längs der Kanäle 72 oder auch in dem Einlassrotorabschnitt 74 auftreten. Die Spitzenge schwindigkeit der Teilchen wird jedoch nur an den wirklichen Ausgängen der Kanäle 72 erreicht. Um die Erzeugung eines unerwünschten Luftwiderstandes an diesen Punkten zu vermeiden, muss dem Einlasstrich- ter und den Rotorkanälen eine Form gegeben werden, die eine Spitzengeschwindigkeit der Luft an den Kanalausgängen erzeugt.
Dies erfolgt einfach dadurch, dass diese Flächen kleiner als jede andere Fläche längs der Luft- und Teilchendurchlässe einschliesslich des Auslasses 22 gemacht werden. Aus später erläu terten praktischen Gründen ist es erwünscht, dass die Kanäle 72 symmetrisch zu einem Radius und somit zu der durch die Streifen 76 erzeugten Lage der Wände ausserhalb des Mittelpunktes angeordnet sind.
Die geringste Luftpumpenenergie kann nun be stimmt werden. Theoretisch ist sie gleich der Massen strömung der Luft, bestimmt durch die gesamte Kanalausgangsfläche und die radiale Luftgeschwindig keit, die gleich v ist, mal dem Quadrat der resul tierenden Luftgeschwindigkeit vr, die gleich dem Zwei fachen von v2 ist, das heisst,
EMI0005.0023
worin Ei = Luftpumpenenergie in kgm/s, w = spezifisches Gewicht der Luft in kg/m3,
A = gesamte Rotorausgangsfläche in m2, v = Geschwindigkeit des Rotorrandes in m/s und g - Erdbeschleunigung in m/s2. In der Praxis erreicht die radiale Luftgeschwindig- keit niemals die Geschwindigkeit des Rotorrandes und die Pumpenergie ist etwas, z. B. ungefähr<B>10%,</B> geringer als die durch die Gleichung gegebene Ener gie. Die Luftpumpenenergie ist erforderlich, ob die Maschine mahlt oder nicht.
Dasselbe gilt für die Luftreibungsenergie. Diese wird durch eine Luftwirbelung bewirkt, die durch den Rotor erzeugt wird, der sich in dem stationären Ge häuse dreht. Diese kann nur auf einen bestimmten Wert verringert werden, indem die Rotoraussenseite so glatt wie möglich gemacht und einem Kreis so eng als möglich angepasst wird.
Aus diesem Grund werden die Spalte längs des Rotorumfanges zwischen den Kanalauslässen durch die glatten Wände 78 abgedeckt und die Oberseite und die Unterseite des Rotors sind glatt, ohne unnötige Vorsprünge. Mit diesen Merk- malen und wenn der axiale Abstand zwischen den Gehäusewänden 50 und 40 und der Ober- und Unter seite des Rotors klein gehalten wird, kann der Luft reibungsverlust auf einen geringen Bruchteil, z. B. etwa 10 %, des Luftpumpenverlustes gehalten werden.
Somit gibt El etwa die Summe des Luftpumpver- lustes und des Luftreibungsverlustes an.
Die Tatsache, dass sich die Luftpump- und -reibungs- verluste nicht ändern, wenn sich der Fluss des Materials durch die Mühle ändert, ist sehr wesentlich. Es ist gezeigt worden, dass der geringste Luftpumpverlust von Faktoren abhänge, die nichts mit dem Betrag des durch die Vorrichtung erfolgten Mahlens zu tun haben, sondern mit der Teilchengrösse in der Zufüh- rungs- und Randgeschwindigkeit des Rotors. In einem praktischen Fall beträgt die Rotorausgangsfläche z. B.
40 cm2 und die Randgeschwindigkeit 16 500 cm/s und somit der Luftpump- und -reibungsverlust 2280 kgm/s. Diese Energie muss deshalb vorgesehen werden, auch wenn nicht gemahlen wird.
Die erforderliche Energie, um die Teilchen zu beschleunigen oder zu pumpen , kann in derselben Weise berechnet werden, wie die zum Pumpen der Luft erforderliche Energie, dass heisst
EMI0005.0071
worin E2 - Pump Energie der Teilchen in mkg/s, F - Teilchenzuführung in kg/s und v und g wie in der vorangehenden Formel.
Um eine metrische Tonne Material pro Stunde oder 0,276 kg/s zu behandeln, sind in diesem Fall eine Energie von 760 kgm/s erforderlich. Wenn somit eine Mahlleistungsfähigkeit von 3 t/h ver wendet wird, ist eine Gesamtenergie von 4560 kgm/s erforderlich, wovon die Hälfte nicht zum Mahlen, sondern einfach zum Pumpen und Erhitzen der Luft verwendet wird.
10 bis 15 % der verbleibenden Energie von 2280 kgm/s werden wegen der Teilchen reibung verloren. Es kann somit gesagt werden, dass der Gesamtwirkungsgrad des Mahlens in diesem Fall etwa 45 % beträgt. Falls, stattdessen eine Gesamt leistungsfähigkeit von 30 metrischen t/h verwendet würde, würde die gesamte erforderliche Leistung 25 100 kgm/s betragen, wovon noch 2280 kgm/s für das Behandeln der Luft verwendet würden. Wird angenommen, dass 12 % der verbleibenden Energie durch die Reibung der Teilchen verlorengehen würde, dann würde der Gesamtwirkungsgrad des Mahlens etwa 80 % betragen.
Wenn der Materialeingang wiederum verdoppelt wird, würde der Wirkungsgrad weiter auf etwa 85 % erhöht. Es ist wichtig, festzu halten, dass der mögliche Wirkungsgrad dieser Müh lenart nur verwirklicht werden kann, wenn eine hohe Produktion aufrechterhalten wird.
Es kann gezeigt werden, dass die Grenze der Leistungsfähigkeit, die durch die Fähigkeit der Durch- lässe beim Verarbeiten des Materialstromes durch die Vorrichtung gesetzt ist, sehr gross ist, und in normalen Fällen nicht kritisch wird. Die Leistungsfähigkeit einer Mühle der gezeigten Ausbildung würde wenigstens 200 tjh sein, falls der Rotordurchmesser 91,3 cm beträgt.
Die einzig nötige Änderung, um diesen Strom zu verarbeiten, würde darin bestehen, drei zusätz liche tangentiale Auslässe gleichartig dem Auslass 22 hinzuzufügen.
Die gesamte Luftbewegung ist als Verlust be handelt worden, tatsächlich dient sie einem prakti schen Zweck. Das Stossen der die Schlagflächen zu sammen mit dem Material erreichenden Luft hilft die Schlagflächen sauber zu halten. Des weiteren wird das gemahlte Material in der unmittelbaren Nachbar schaft der Schlagflächen entfernt. Der Luftstrom hilft des weiteren, das gemahlene Material aus der Mühle durch den tangentialen Auslass 22 zu bewegen, und fördert es zu dem nächsten Verfahrensschritt, der eine Klassifizierung oder Speicherung sein kann.
Ein wesentliches Merkmal der beschriebenen Prallmühle besteht darin, dass, wenn einmal ein Teil chen eine Auftrefffläche 23 getroffen hat, die Bruch stücke sofort aus der Vorrichtung ausgetragen werden und nicht einem weiteren Schlag ausgesetzt werden, wenn sie nicht in den Zuführungstrichter 14 zurück geführt werden. Somit wird keine Energie auf ge schlagene Teilchen vergeudet, die bereits klein genug sind.
Unter der Annahme, dass die Teilchen, die klein genug sind, von den Teilchen, die noch zu gross sind, in einem in Reihe mit der Mühle geschalteten Klassifi- zierer getrennt werden, wird dann nur der grobe Teil von dem Klassfizierer zu der Mühle zum erneuten Mahlen zurückgeführt.
Die Zerkleinerung, definiert als neue erzeugte Fläche, kann auf jedem Weg, im Verhältnis zu dem Quadrat der Randgeschwindigkeit des Rotors stehend, genommen werden. Somit bedeutet eine Verdoppe lung der Randgeschwindigkeit, dass die von jedem Weg erzeugte neue Fläche vervierfacht wird. Die Ge- samtabgabe des fertigen Produktes wird durch die Randgeschwindigkeit und durch den Betrag der Rückführung gesteuert.
Dasselbe Ergebnis kann ent weder durch eine grosse Randgeschwindigkeit und durch eine geringe Rückführung oder durch die umge kehrte Kombination erreicht werden. Die Randge schwindigkeit ist durch die Festigkeit des Materials in dem Rotor begrenzt. Sie kann 25 400 cm/s oder mehr betragen, was sich als ausreichend herausgestellt hat, um Teilchen mit einer Grösse von einem Mikron zu erhalten, auch wenn ein hartes Material gemahlen wird, wobei lediglich die Rückführung verringert wird.
Vom Gesichtspunkt des Wirkungsgrades ist es üblicherweise besser, eine geringere Randgeschwin digkeit und eine höhere Rückführung zu verwenden, da die Pumpleistung der Teilchen mit dem Quadrat der Randgeschwindigkeit, jedoch die Pumpverluste mit der dritten Potenz der Randgeschwindigkeit an steigen. Es kann gezeigt werden, dass der gesamte Wirkungsgrad ansteigt, wenn die Materialzuführung pro Einheit der Abgabefläche des Rotorkanales an steigt.
Eine andere günstige Wirkung einer relativ hohen Rückführung besteht darin, dass die Erhitzung pro Weg kleiner wird.
Bei einer Randgeschwindigkeit von zum Beispiel 16 500 cm/s wird die Lufttemperatur ungefähr um 28 C steigen. Die meisten zu mahlenden Materialien haben eine geringere spezifische Wärme als Luft und werden eine Temperatursteigerung im Bereich von 33 bis 45 C erfahren. In Fällen ungewöhnlich hoher spezifischer Wärme kann jedoch der Tempera turanstieg der Teilchen pro Weg nur 22 C betragen.
Wenn jedoch keine Kühlung zwischen den Wegen stattfindet, ergibt sich aus einer hohen Rückführung kein wärmemässiger Vorteil, da die Endtemperatur in diesem Fall durch einen gesamten Energieeingang in das endgültige Produkt bestimmt ist und dieser wiederum für eine endgültige gegebene spezifische Fläche konstant ist.
In vielen Fällen ist die Form der Teilchen nach dem Mahlen wichtig. Auf Grund ihrer Funktion haben in der Mühle nach der Erfindung erzeugten Teilchen frisch gebrochene Flächen und scharfe Kan ten. Da sie nicht einem Reiben oder einer Material verdrängung, wie in Kugelmühlen, ausgesetzt sind, haben sie das Aussehen von gebrochenen Steinen im Gegensatz zu dem kiesförmigen Aussehen von in Kugelmühlen erzeugten Teilchen. Der entsprechende Unterschied in den Eigenschaften des endgültigen Produktes ist in vielen Fällen wichtig, z. B. beim Portlandzement, wo eine hochaktive Fläche vorteil haft ist.
Obwohl zur Vereinfachung der Beschreibung angenommen worden ist, dass die Mühle in atmosphä rischer Luft arbeitet, ist es leicht, einzusehen, dass ein Betrieb in einem geschlossenen System zweck mässig sein kann, das mit einem Gas gefüllt ist, das z.
B. für den Schutz des zu mahlenden Materials erwünscht sein kann. Es kann auch mit einer Flüs sigkeit gearbeitet werden, die verwendet werden kann, um die Beschickung zu tragen, oder es kann auch vollständig evakuiert werden, was die Strömungs- mittelpump- und -reibungsverluste beseitigen würde.
Um das Ausführen ohne Hilfe des Trägers für das Strömungsmittel zu erreichen, muss der Winkel der Schlagfläche verringert und mit einer Neigung kom biniert werden, um ein genügendes Moment in den Teilchen nach dem Schlag zu belassen, um die Teil chen von der Schlagfläche weg und in passende För- dermittel zu tragen.
Anderseits kann das System unter Druck gesetzt werden, um ein Verdampfen oder Sublimieren des zu mahlenden Materials zu verhindern. Schliesslich kann auch ein Betrieb bei einer anderen als Raum temperatur wünschenswert sein. Einige Materialien werden bei einer niedrigeren Temperatur spröder und sind leichter zu mahlen, andere bei erhöhter Tempe ratur. Die beschriebene Prallmühle kann leicht auf einen Betrieb bei einer Temperatur angepasst werden, die mit den verwendeten Materialien des Aufbaues verträglich ist.
Impact mill The subject of the present invention is an impact mill for crushing particles through the impact effect that occurs when they hit a large number of crushing walls that surround a rotor concentrically, which has essentially radial channels that progress from the inside. To the outside have a reducing cross-section,
comprise a cover plate and are suitable to allow the flow of the flow medium and particles under the effect of centrifugal force, each comminution wall comprising at least one striking surface which is arranged substantially at right angles to the path of the particles emerging from the channels.
The amount of shredding, which is a measure of the performance of the shredding devices, is generally defined as the amount of newly generated specific area, i.e. the specific area after shredding, usually expressed in .cm @ / g, and it is a direct one Relationship exists between the new area and the energy required for a given material. For a high level of efficiency, the entire input energy must therefore be directed towards creating a new area, and losses, e.g. B.
Friction, pumping of fluid, and vortex must be eliminated or reduced.
If the amount of shredding or the new area increases, the intensity of the input energy, i.e. the energy required per ton of material and per hour, increases. At the same time, factors that cause energy loss are becoming more important.
At present, the comminution of particles (often called pulverization) by means of crushers, roller mills, ball mills, hammer mills, impact mills, disk mills, jet mills, centrifugal dust mills, etc., accomplished, each of which has certain advantages and disadvantages. In general, each type of device is specifically designed for a particular application in which the advantages outweigh the disadvantages.
Accordingly, there is no basic type of shredding device that is widely used. For example, a ball mill is relatively effective for fine grinding. For a given capacity, however, this mill is large and expensive and suffers from the disadvantage that it takes a long time to stabilize after starting or changing the size of the feed.
A conventional hammer mill or beater mill is also suitable for fine grinding or pulverizing, but known arrangements have two disadvantages which reduce their efficiency. On the one hand, they generate excessive air turbulence, which consumes a substantial part of the input energy without any corresponding benefit.
Furthermore, these mills are generally designed to subject the material to more than one blow before it is removed, thus wasting energy on beating particles which are already sufficiently reduced in size. The jet mill is most suitable for very fine grinding. In this case, the particles are accelerated by a very rapid gas or liquid flow, and provision is then made for them to collide with one another or against a crushing wall.
At best, this type of mill is not efficient and typically significantly more liquid is pumped than is necessary for optimal operation, which further reduces the overall resistance.
A known centrifugal dust mill for the complete grinding of already largely zer kleinertem Maihlgut with throwing plates surrounded by abrasive walls and having throwing channels has the disadvantage that a throwing plate is built centrally by throwing plate shafts and bearings, which requires the lateral loading of the mill with undesirable asymmetries - Feed opening, instead of acting as a shredding and above all as a whirling up and circulating organ
To have throw channel walls that are not or only cumbersome to be exchanged and to have abrasive walls that comminute the ground material due to friction and abrasive effects, which are subject to frictional and circulating energy losses.
Vibration and wear and tear leading to the premature destruction of the mill and the disadvantageous reduction in the size reduction capacity and, if the input energy remains the same, the useful size reduction work of the mill are the practically intolerable consequences.
The purpose of the present invention is now to create an impact mill for crushing particles that is free from undesirable vibration and Abnützungser phenomena, whose parts exposed to the greatest wear and tear are easily exchangeable, which has the advantage of a direct adaptation of the output has a change in the loading, the shredding capacity of which is not impaired by asymmetry phenomena, which have a much higher efficiency than impact, hammer,
Jet or known centrifugal dust mills works and which has the same or better efficiency than a ball mill, this with dimensions and costs that under otherwise identical conditions are only a fraction of those of a ball mill and hardly that of a centrifugal dust mill to reach.
The impact mill according to the invention is characterized in that the rotor comprises a free central loading opening which is arranged essentially un indirectly to a feed opening of the impact mill having the shape of a cylindrical space, said channels extending radially from one to the feed opening extending away from adjacent rotor area,
Walls formed by replaceable abrasive strips at least in their end region close to the exit and open into a chamber adjacent to the outer channel ends, the height of which significantly exceeds that of the channel ends.
The following description discusses, for example, preferred embodiments of the impact mill according to the present invention with reference to the drawing, in which Fig. 1 is a side view of an embodiment of the impact mill according to the invention, Fig. 2 is a cross section along the line 2-2 in Fig. 1,
3 shows an enlarged cross-section of part of the device of FIG. 1 and FIG. 4 shows an enlarged partial view of the striking or impact surface. The main parts of the described impact mill contain a substantially cylindrical housing 10 which is supported by a stand 12 and which carries an inlet funnel 14 on its upper surface and an electric drive motor 16 on its lower surface.
The housing 10 has an impingement ring 18, against which the particles are directed by means of a rotor assembly 20 who the. The impact ring has a relatively massive structure and is provided with a plurality of ge ring spaced notches 19, wherein on a wall 23 of each notch a hardened ended, steel face 21, z. B. by brazing attached. Each wall recess 23 thus has a striking surface 21 which is preferably flat.
The finished product is withdrawn through a tangential outlet 22.
The housing contains a lower circular plate ring 25 which is welded to the stand 12 and is detachably fastened by screws 24 to a ring 26 which is welded to the lower surface of an intermediate ring 28, the outer part of this ring being the lower wall of a chamber 30 through which the stream of liquid and particles passes.
A collar 34 is detachably attached to the inner circumference of the ring 25 by means of screws 32, and the drive motor 16 is removably attached to this collar in axial alignment with the center of the rotor arrangement 20.
The inner and outer walls of the chamber 30 are formed by cylindrical parts 36 and 38 which are welded to the base plate 28. A ring 40, the upper surface of which is a short distance from the lower surface of the rotor assembly 20, is welded on its outer circumference to the cylindrical part 36 and on its inner circumference to a bearing support part 42, which is also welded to the lower plate 28.
To the upper edge of the outer cylindrical part 38, a ring 44 is welded to which a ring 48 is attached by means of screws 46, which forms the upper wall of the chamber 30 and to which an upper plate 50 is welded, which the upper surface of the Housing 10 forms. The impact ring 18, which is described in detail below, is fastened to the ring 48 by means of screws 52. A cylindrical collar 54 is welded with its lower end to the plate 50 and carries at its upper end a ring 56 to which an intermediate part 58 carrying the funnel 14 is detachably fastened by means of screws 60.
The rotor assembly 20 includes a main part 62 and an upper cover part 64, these two parts are connected to each other by screws 66 and 68 and are additionally held by pins 70 in the desired relative radial position.
In the main part 62 of the rotor four radially extending channels 72 are formed, which are arranged symmetrically to the axis of the rotor. The channels are open at their outer ends and at their inner ends and are in open communication with an annular inlet neck 74 in the center of the rotor immediately below the inlet funnel 14. The walls of the channels are formed by identical grinding strips 76, which are set in milled grooves 78, which are ge in the main body of the rotor.
The strips 76 are slidably received in the grooves 78 and are only held in place by the top cover portion 64 to permit easy removal. Each strip 76 is bent with a constant radius about its center point and arranged symmetrically to the radius of the rotor. Centrifugal forces on the strips are thus completely balanced and act as pure tensile stress in the strips.
The outer edge of the rotor is surrounded by four thin, identical sheet metal strips 80 which are clamped in grooves which are formed in the rotor part 62 and the upper cover plate 64. Of course, each strip 80 extends between the opposite ends of one of the abrasive strips 76 to leave the outer ends of the channels 76 unlocked.
The rotor assembly is driven by an intermediate collar 82 which is welded to its lower surface, which in turn is connected by means of one or more pins 84 to a drive coupling 86 which is driven by the main motor 16. A preloaded and sealed bearing assembly 88 rotatably supports the collar 82 within the fixed cylindrical portion 42.
An upper bearing assembly 90 of the same structure is adjustably fastened by a nut 92 to a downwardly projecting cylindrical portion 94 of the part 58 and is snugly in a sliding fit. upwardly extending cylindrical projection 96, which is formed in one piece with the rotor cover part 64, in order to receive a support for the upper end of the rotor.
It should be noted that because of this structure, access to the rotor and to the interior of the device is easily possible by simply removing the screws 46. This allows the funnel 14, bearing assembly 90, top plates 50 and 48, and landing ring 18 to be removed to facilitate replacement, adjustment, or maintenance of these parts.
The expandable sanding strips 76 can be set by simply removing the screws 66 and 68 and the top cover plate 64. Because of the rotating action of the rotor 20 is subject to only the part of each abrasive strip in operation from a use that is on one side of the channel 72 be.
Since the sanding strips are symmetrical, they do not have to be replaced after an initial period of wear, but can be simply turned over and reinserted into the grooves 78 to present an unused area of the sanding strips. In any case, the relatively expensive rotor body is never subject to essential wear and thus has a long service life. The material fed through hopper 14 enters rotor channels 72 if the rotor is rotating, e.g. B. in the direction given by arrow 100 in Fig. 2.
The rear in the direction of rotation, formed by a part of the strip 76 of each channel ge wall gives the particles a tangential speed that is equal to the Rotationsgeschwindig speed of the rotor. Because of the centrifugal force acting on the particles, they will also have a radial speed outwards through a channel.
The particles thus leave the channel at the end of the rotor and thus get a ballistic specific trajectory with a tangential speed component v, which is the same as the peripheral speed of the rotor, and speed component u with a radial Ge.
It can easily be shown mathematically that the radial component u is equal to the tangential component v under idealized conditions, which consist of the fact that 1. the acceleration of the particles begins in the middle, and that 2. no friction between the particles and the Channel wall is present. In this case, the angle A of the ballistic trajectory of the particles after leaving the disk 45 and the resulting velocity vT is equal to v times the square root of 2.
In practice, the idealized conditions are not met. The acceleration of the particles begins at a certain distance r ″ from the center and there is a certain coefficient of friction f between the rear wall of the channel 72 and the particles. For reasons to be explained, the channel wall is not radial, but its er extension exceeds a certain distance e from the center of the disc.
All of these factors tend to change the angle A of the trajectory of the particles. However, it can be shown that the effect of r. is smaller if r. is small compared to the radius of the edge of the rotor. The effect of the coefficient of friction can easily be calculated.
The effect of the off-center distance e is to reduce the angle A by approximately eI2R, where R is the radius of the rotor.
When these results are applied to a practical case, it has been found that the angle A of the flight path tends to become about 40 instead of 45 as calculated for idealized conditions. It will later become clear that an error of a few degrees in the computation of A is insignificant.
Due to the friction between the particles and the abrasive strips 76, the resulting velocity along the trajectory vT is less than it would be under smooth conditions. This simply means that all of the input energy has not been converted into kinetic energy of the particles. The energy loss due to friction is equal to half the difference between the square of the theoretical vr and the square of the actual v, multiple of the mass flow of the particles.
In practical cases it has been found that this loss of energy is of the order of magnitude of 10 to 15 of the theoretical kinetic energy of the particles after they have left the rotor. Thus, every particle entering the rotor is given the same speed, and the particle leaves the rotor at the same angle A of the flight path, whereby these two values can easily be determined theoretically. Each particle thus has the same specific energy, e.g.
B. expressed in inch pounds per pound, and the total energy of the particles is equal to 85 to 90% of the input energy minus losses other than the frictional losses of the particles.
In order to achieve the comminution of the particles, which is the purpose of the invention, all that remains is to convert the kinetic energy of each particle into a force which causes the particles to break. For this purpose, the walls 23 are set with their striking surfaces 21 at the same angles B to the trajectories of the particles.
For the most effective energy conversion, the angle B should be 90. In some cases, however, it is better to use a smaller angle to e.g. B. To avoid the clogging of the walls if the material shows such an effort. Another modification, which is advisable in some cases for similar reasons, is to incline the walls downwards at a certain angle.
Due to the impact, the kinetic energy of the particles between the particles themselves and the striking surface is distributed in direct proportion to the deflection of the point of contact relative to the particle on the one hand and relative to the striking surface on the other.
If, consequently, the striking surface is rigidly reinforced at its back by a mass which is very large compared to the mass of the particles and has a surface hardness which is very large compared to the hardness of the particles, the deflection of the will become famous The point of deflection relative to the face is negligible, and practically the entire kinetic energy of the particles is used for the deflection, that is, the breaking of the particles themselves.
Thus, the material of the face can be steel, which can be hardened, tungsten or boron carbide, or another suitable material.
For perfect conditions, the striking surface 21 should be curved to maintain a constant angle B to a trajectory that would intersect the surface. However, it is easy to see that a deviation of a few degrees from the desired angle between the flight path and the surface 21 would produce such a small change in the velocity component normal to the surface even under smooth conditions,
that this would be completely insignificant from the point of view of energy. For practical reasons, the surfaces 21 are thus flat, and it is not important if the original determination of the angle A of the flight path should deviate by a few degrees, which causes a corresponding error in the determination of the angle B of the striking surface.
Possible losses are now considered which can occur in addition to the frictional losses of the particles. The bearing losses of the rotor can be kept very low and are regarded as insignificant. The only remaining loss is the fluid pump and friction loss. The investigation of this loss is the same as whether the fluid is a gas or a liquid.
In the following example, air is assumed as the fluid.
The air in the channels 72, like the particles, is exposed to centrifugal forces. It will consequently move radially outward if this is not prevented by restrictions.
The more air moves, the more input energy is required to move it. Consequently, the air flow must be restricted as much as possible. This can be done by restricting the number and the size of the rotor channels 72 and / or by restricting the size of the tangential outlet 22.
A possible restriction of the air movement is limited due to the following considerations. The number of rotor channels 72 must be such that each particle entering the funnel 14 has a direct exit. This means that no surface on the rotor on which particles can collect may be tangential, since the centrifugal force would keep the particles stationary relative to the rotor on this surface.
The effect could be clogging of the passages. For this reason, in practice the smallest number of radial channels in the rotor is three. The conditions are further improved if the number is increased to four as shown. The size of each channel is also determined by the maximum size of the particles to be treated in the mill.
The smallest cross-sectional area of each channel must be large enough to accommodate the largest piece of material that can be expected. The smallest total air outlet area through the rotor is thus determined by these two factors.
Air flow could be limited by restricting the tangential outlet 22, if not otherwise. If the air is allowed to flow freely through the rotor channels under the influence of centrifugal force, its tip radial velocity would become the same as the radial velocity u of the particles. But if the air movement, e.g.
B. by reducing the size of the tangential outlet 22 would be restricted, their speed through the channels 72 would be less than the particle speed u. This would mean that the particles would be exposed to air resistance as they move outward through the rotor channels 72, which counteracts the particle movement and the speed of the trajectory of the particles would be reduced.
The smaller the particles, the more the effect would be, thus reducing the efficiency of milling the fine particles more than the coarse particles. The outlet 22 must therefore be large enough to be adapted to the total air that can flow through the smallest cross-sections of the channels 72 at a speed v.
The tip velocity can occur at any radial point along the channels 72 or in the inlet rotor section 74. However, the top speed of the particles is only achieved at the actual exits of the channels 72. In order to avoid the generation of undesired air resistance at these points, the inlet line and the rotor ducts must be given a shape that creates a peak air velocity at the duct exits.
This is done simply by making these areas smaller than any other area along the air and particle passages including the outlet 22. For practical reasons explained later, it is desirable for the channels 72 to be arranged symmetrically to a radius and thus to the position of the walls generated by the strips 76 outside the center.
The lowest air pump energy can now be determined. Theoretically, it is equal to the mass flow of the air, determined by the total duct exit area and the radial air velocity, which is equal to v times the square of the resulting air velocity vr, which is equal to two times v2, i.e.
EMI0005.0023
where Ei = air pump energy in kgm / s, w = specific weight of the air in kg / m3,
A = total rotor exit area in m2, v = speed of the rotor edge in m / s and g - acceleration due to gravity in m / s2. In practice the radial air speed never reaches the speed of the rotor edge and the pump energy is something, e.g. B. about <B> 10%, </B> less than the energy given by the equation. The air pump power is required whether the machine is grinding or not.
The same applies to the air friction energy. This is caused by an air turbulence that is generated by the rotor, which rotates in the stationary Ge housing. This can only be reduced to a certain value by making the outside of the rotor as smooth as possible and fitting it to a circle as closely as possible.
For this reason the gaps along the rotor circumference between the channel outlets are covered by the smooth walls 78 and the top and bottom of the rotor are smooth, without unnecessary protrusions. With these features and if the axial distance between the housing walls 50 and 40 and the top and bottom of the rotor is kept small, the air friction loss can be reduced to a small fraction, e.g. B. about 10% of the air pump loss can be maintained.
Thus, El indicates the sum of the air pumping loss and the air friction loss.
The fact that the air pumping and friction losses do not change when the flow of material through the mill changes is very important. It has been shown that the lowest air pumping loss depends on factors that have nothing to do with the amount of grinding carried out by the device, but with the particle size in the feed and peripheral speed of the rotor. In a practical case, the rotor exit area is e.g. B.
40 cm2 and the edge speed 16 500 cm / s and thus the air pumping and friction loss 2280 kgm / s. This energy must therefore be provided, even if there is no grinding.
The energy required to accelerate or pump the particles can be calculated in the same way as the energy required to pump the air, that is to say
EMI0005.0071
where E2 - pump energy of the particles in mkg / s, F - particle feed in kg / s and v and g as in the previous formula.
To treat one metric ton of material per hour or 0.276 kg / s, an energy of 760 kgm / s is required in this case. Thus, if a milling capacity of 3 t / h is used, a total energy of 4560 kgm / s is required, half of which is not used for milling, but simply for pumping and heating the air.
10 to 15% of the remaining energy of 2280 kgm / s is lost due to particle friction. It can thus be said that the overall milling efficiency in this case is about 45%. If, instead, a total capacity of 30 metric t / h were used, the total required capacity would be 25 100 kgm / s, of which another 2280 kgm / s would be used for treating the air. Assuming that 12% of the remaining energy would be lost through friction between the particles, then the overall milling efficiency would be about 80%.
If the material input is doubled again, the efficiency would be further increased to around 85%. It is important to note that the potential efficiency of this type of mill can only be realized if high production is maintained.
It can be shown that the limit of the efficiency, which is set by the ability of the passages to process the material flow through the device, is very great and in normal cases does not become critical. The performance of a mill of the embodiment shown would be at least 200 tjh if the rotor diameter is 91.3 cm.
The only change needed to process this stream would be to add three additional tangential outlets similarly to outlet 22.
All air movement has been treated as loss, in fact it serves a practical purpose. The pushing of the air reaching the clubface together with the material helps to keep the clubface clean. Furthermore, the ground material is removed in the immediate vicinity of the clubface. The airflow also helps move the milled material out of the mill through the tangential outlet 22 and promotes it to the next step in the process, which may be classification or storage.
An essential feature of the impact mill described is that once a particle has hit an impact surface 23, the fragments are immediately discharged from the device and are not subjected to another blow if they are not fed back into the feed hopper 14. This means that no energy is wasted on impacted particles that are already small enough.
Assuming that the particles that are small enough are separated from the particles that are still too large in a classifier connected in series with the mill, only the coarse part is then transferred from the classifier to the mill for recirculated grinding.
The comminution, defined as the newly created area, can be taken any way in relation to the square of the peripheral speed of the rotor. Thus, a doubling of the edge speed means that the new area generated by each path is quadrupled. The total delivery of the finished product is controlled by the edge speed and the amount of return.
The same result can be achieved either by a high edge speed and by a low return or by the reverse combination. The Randge speed is limited by the strength of the material in the rotor. It can be 25,400 cm / s or more, which has been found to be sufficient to obtain particles with a size of one micron, even when a hard material is milled, only reducing the recycle.
From an efficiency point of view, it is usually better to use a lower edge speed and a higher recirculation, since the pumping power of the particles increases with the square of the edge speed, but the pumping losses with the cube of the edge speed. It can be shown that the overall efficiency increases when the material supply per unit of the discharge area of the rotor duct increases.
Another beneficial effect of a relatively high recirculation is that the heating per path becomes smaller.
At a peripheral speed of 16,500 cm / s, for example, the air temperature will rise by approximately 28 ° C. Most of the materials to be ground have a lower specific heat than air and will experience a temperature increase in the range of 33 to 45 C. In cases of unusually high specific heat, however, the temperature rise of the particles can only be 22 C per path.
However, if there is no cooling between the paths, there is no thermal benefit from high recirculation, since the final temperature in this case is determined by a total energy input into the final product and this in turn is constant for a final given specific area.
In many cases the shape of the particles after milling is important. Because of their function, particles produced in the mill according to the invention have freshly broken faces and sharp edges. Since they are not subjected to rubbing or material displacement as in ball mills, they have the appearance of broken stones as opposed to the pebble-shaped one Appearance of particles produced in ball mills. The corresponding difference in the properties of the final product is important in many cases, e.g. B. Portland cement, where a highly active surface is advantageous.
Although it has been assumed for the simplification of the description that the mill operates in atmospheric air, it is easy to see that operation in a closed system may be expedient, which is filled with a gas which e.g.
B. may be desirable for the protection of the material to be ground. A liquid can also be used that can be used to carry the load, or it can be fully evacuated which would eliminate the fluid pumping and friction losses.
In order to achieve performing without the aid of the fluid carrier, the angle of the face must be reduced and combined with a slope to leave enough moment in the particles after the impact to move the particles away from and into the face to carry suitable funding.
On the other hand, the system can be pressurized to prevent evaporation or sublimation of the material to be ground. Finally, operation at a temperature other than room temperature can also be desirable. Some materials become more brittle and easier to grind at a lower temperature, others at a higher temperature. The impact mill described can easily be adapted to operate at a temperature which is compatible with the materials used in the construction.