2.1 概述
2.1.1 颚式破碎机的应用
颚式破碎机经过100多年的实践和不断地改进，其结构已日臻完善。它具有构造简单、工作可靠、制造容易、维修方便等特点。所以，至今仍然是粗碎和中碎作业中最重要和使用最广泛的一种破碎机械。它不但在建材工业，也在冶金、煤炭、化工等工矿企业中被广泛地采用着。颚式破碎机主要用来破碎应力不超过200MPa的脆性物料。如铁矿石、金矿石、钼矿石、铜矿石、石灰石和白云石等。在建材工业中它主要用来破碎石灰石、水泥熟料、石膏、砂岩等。
2.1.2 颚式破碎机的工作原理及类型
在颚式破碎机中，动颚板绕悬挂心轴对固定颚板作周期性摆动（图2.1）。当动颚靠近固定颚板时，则位于两颚板间的矿石受压碎、劈裂和弯曲作用而破碎。当动颚离开固定颚板时，已破碎的矿石在重力作用下，经排矿口排出，所以物料的破碎是在两块颚板之间进行的。


图2.1 颚式破碎机的动颚运动分析
(a) 简摆颚式破碎机；(b) 复摆颚式破碎机
1—活动颚；2—连杆；3—偏心轴；4—推力板；5—心轴

颚式破碎机通常是按动颚运动特性来进行分类，主要有：简单摆动式、复杂摆动式、组合摆动式三类。近年来，液压技术在颚式破碎机上得到应用，出现液压式颚式破碎机。还有结构得到改进的细碎颚式破碎机。
（1） 简单摆动颚式破碎机（图2.1(a)）
该破碎机的活动颚1是固装在可回转的心轴5上，当偏心轴3回转时，连杆2也随着作上下运动，通过推力板4的作用，迫使活动颚板绕着悬挂轴作往复摆动。活动颚上各点的运动轨迹都呈弧线，其摆动距离：水平行程是上端为0.5s、下端为s；垂直位移是上端为0.15s、下端为0.3s。为此，该破碎机的破碎负荷集中在下部，活动颚板磨损不均匀，破碎机的生产能力较低。简单摆动颚式破碎机破碎比为3～6，一般做成大、中型，用作粗碎机。
(2) 复杂摆动颚式破碎机（图2.1(b)）
该机的活动颚1的顶部直接悬挂在偏心轴3上，其底部支撑在一端有固定铰接的推力板4上。当偏心轴转动时，直接带动了活动颚，活动颚上部的运动轨迹近似为圆形，底部因受推力板的约束，运动轨迹为圆弧形，中部为椭圆形。复杂摆动颚式破碎机动颚上部水平行程为下部的1.5倍，适合上部压碎大块矿石。它的垂直位移上部为2.5s、下部为3s。在破碎腔中矿石除受到颚板的挤压和弯曲作用外，还有研磨揉搓作用。
复杂摆动颚式破碎机一般制成中、小型，破碎比可达到10，随着工业的发展，复杂摆动颚式破碎机已向大型方向发展。
从分析复杂摆动颚式破碎机活动颚运动特点可知：
① 当颚板压住物料时，活动颚板要部分地与物料一起作向下运动，从而加速了出料速度，提高了生产能力。实践证明，相同规格复杂摆动颚式破碎机比简单摆动颚式破碎机生产能力高20%～30%。
② 活动颚上部的水平摆动量大于下部，所以大块物料容易在上部得到破碎，整个颚板工作面受力较均匀，符合破碎原理，也有利生产能力的提高。
③ 活动颚下端有很大的向下垂直动力，这样不但能促使排料，而且能将已破碎的物料反复地翻转，并以立方体形状块粒卸出。
④ 活动颚受到的巨大挤压力，部分作用到偏心轴和轴承上。特别是大型复杂摆动颚式破碎机的作用力是很大的，这对破碎机结构和操作带来不良的影响。
颚式破碎机的规格用进料口宽度B(mm)和长度L(mm)来表示。例如：900×1200颚式破碎机。
根据给矿口宽度在B与长度L的大小，颚式破碎机可分为大、中、小型三类。给矿口宽度大于600mm者为大型；给矿口宽度在300～600mm者为中型；给矿口宽度小于300mm者为小型。

2.2 颚式破碎机的构造
2.2.1 简单摆动颚式破碎机
我国生产的900×1200简单摆动颚式破碎机的构造如图2.2所示。


图2.2  900×1200简单摆动颚式破碎机
1—机架；2、4—破碎板；3—侧面衬板；5—活动颚板；6—心轴；7—连杆；8—飞轮；
9—偏心轴；10—弹簧；11—拉杆；12—楔铁；13—后推力板；14—肘板座；15—前推力板

机架1是破碎机的骨架，所有的零件都安装在它的上面。破碎腔是由固定颚板和活动颚板5构成。固定颚和活动颚都衬有锰钢制成的破碎板2和4，破碎板用螺栓和楔固定于颚板上。为了提高破碎效果，两破碎板的表面都带有纵向波纹，而且凸凹相对。这样，对矿石除有压碎作用外，还有弯曲作用。破碎机工作腔两侧壁上也装有锰钢衬板3。由于破碎板的磨损是不均匀的，其下部磨损较大。为此，往往把破碎板制成上下对称的，以便下部磨损后，将其倒置而重复使用。大型破碎机的破碎板是由许多块组合而成，各块都可以互换，这样就可延长破碎板的使用期限。
为了使破碎板与颚板紧密贴合，其间须衬有由可塑性材料制成的衬垫。衬垫用锌合金或塑性大的铝板制成。因为贴合不紧密会造成很大的局部过负荷，使破碎板损坏，紧固螺栓拉断，甚至还会造成动颚的破裂。
活动颚板悬挂在心轴6上，心轴则支承在机架侧壁上的滑动轴承中。活动颚板绕心轴对固定颚板作往复摆动。
活动颚板的摆动是借曲柄双摇杆机构来实现的。曲柄双摇杆机构由偏心轴9、连杆7、前推力板（前肘板）15和后推力板（后肘板）13组成。偏心轴装在机架侧壁上的主轴承中，连杆（上连杆头）则装在偏心轴的偏心部分上，前、后推力板的一端支承在下连杆头两侧凹槽中的肘板座14上，前推力板的另一端支承在动颚后壁下端的肘板座上，而后推力板的另一端则支承在机架后壁的楔铁12中的肘板座上。当偏心轴通过三角皮带轮从电动机获得旋转运动后，就使连杆产生上下运动。连杆的上下运动又带动推力板运动。由于推力板不断改变倾斜角度，因而使动颚绕心轴摆动。连杆向上运动时进行破碎矿石。当连杆位于下部{zd1}位置时，推力板与水平线所成的倾斜角通常为10°～12°。
后推力板不仅是传递力的杆件，而且也是破碎机保险零件。当破碎机中落入不能破碎的物体而使机械超过正常负荷时，后推力板立即折断，破碎机就停止工作，从而避免整个机器的损坏。
当连杆向下运动时，为使动颚、推力板和连杆之间互相保持经常接触，因而采用以两根拉杆11和两个弹簧10所组成的拉紧装置。拉杆11铰接于动颚下端的耳环上，其另一端用弹簧10支承在机架后壁的下端。当动颚向前摆动时，拉杆通过弹簧来平衡动颚和推力板所产生的惯性力。
颚式破碎机有工作行程和空转行程，所以电动机的负荷极不均衡。为了减少这种负荷的不均衡性，在偏心轴的两端装有飞轮8和皮带轮。皮带轮同时也起飞轮作用。在空转行程中， 飞轮把能量储存下来，在工作行程中它再把能量释放出来。
在机架后壁与楔铁之间，装一组具有一定尺寸的垫片。当改变垫片的厚度时，可以调整排矿口的宽度。
破碎机的轴承采用铸有巴氏合金的滑动轴承。随着滚动轴承制造技术水平的提高，今后将在大型破碎机上采用滚动轴承。主轴承和连杆头的轴瓦过热时可用循环水冷却。
破碎机的摩擦部件用稀油和干油润滑；偏心轴和连杆头的轴承采用齿轮油泵压入稀油进行集中循环润滑；动颚轴承和肘板座的支承垫采用手动干油润滑枪定期压入干油润滑。


图2.3 900×1200液压简摆颚式破碎机


图2.4 900×1200液压简摆颚式破碎机的液压系统及原理
1—上油室；2—组合阀；3—单向阀；4—下油室；5—连杆油缸；
6—连杆活塞；7—截止阀；8—调整排矿口用油缸；9—电磁换向阀；10—溢流阀；
11—压力表；12—压力表开关；13—单向阀；14—单级叶片泵；15—油箱

这种结构的简摆颚式破碎机启动时，消耗的功率大，排矿口的调节是用人力，破碎机采用机械保险装置，更换保险零件——推力板时操作困难。为了克服上述缺点，我国又生产了900×1200液压简摆颚式破碎机，它的结构如图2.3所示。液压简摆颚式破碎机的特点是采用了液压连杆结构，实现分段启动，降低了启动功率，机械的超负荷保险装置也是利用液压连杆结构。排矿口的间隙采用液压调整，机械的体积小，重量轻。这种机器的液压系统及原理见图2.4。

900×1200液压简摆颚式破碎机液压连杆的构造如图2.5所示。它主要是由连杆头、杆身（缸体）、活塞和肘板座组成，它们之间用螺栓连接在一起。


图2.5 液压连杆的结构
1—瓦盖；2—上瓦；3—下瓦；4—连杆油缸；5—连杆活塞；6—导杆；7—组合阀

破碎机分两段启动（如图2.4示）。首先启动液压系统的油泵电动机，然后使电磁换向阀9的左侧电磁铁通电，将阀芯推向右端，接通油路Ⅰ，于是压力油推开组合阀2中的单向阀，使连杆油缸的下油室和上油室相通。这时再启动主电动机，偏心轴带动连杆油缸作上下往复运动，但连杆活塞和动颚不动作。主电机启动后，立即使电磁换向阀换向，切断油路Ⅰ，组合阀中的单向阀自动复位关闭，切断了连杆油缸的下油室与上油室的通路。当电磁换向阀的阀芯移向左端时，则接通油路Ⅱ，向连杆油缸的下油室充满压力油，使油缸与活塞形成一个整体——连杆。此时，偏心轴的旋转运动就经连杆而使动颚作往复运动，破碎机达到正常运转。这时让换向阀的电磁铁断电，关闭油泵电动机，停止液压系统的工作，启动过程完成后，破碎机就开始正常工作。


图2.6  400×600复杂摆动颚式破碎机
1—固定颚；2—侧护板；3—活动颚板；4—肘板座；5—推力板；6—调节座；
7—调节螺栓；8—后斜面座；9—弹簧；10—拉杆；11—电动机；12—飞轮；
13—偏心轴；14—动颚；15—机架；16—皮带轮

当破碎腔中进入非破碎物时，作用在连杆活塞上的拉力增大，油缸下油室的油压也随着增大，若增大到超过组合阀内的高压溢流阀规定压力时，油缸下油室的压力油就通过高压溢流阀流到油缸上油室，使连杆油缸与活塞分开，动颚就停止摆动，从而起到保险作用。
2.2.2 复杂摆动颚式破碎机
图2.6为400×600复杂摆动颚式破碎机，它的固定颚实际上就是机架15的前壁，它的动颚14通过滚动轴承悬挂在偏心轴13上，偏心轴又通过滚动轴承支承在机架上。推力板5一端支承在动颚下端凹槽内装的肘板座4上，另一端则通过肘板座和调节座6、调节螺栓7支承在机架15的后壁上。在偏心轴的两端装有飞轮12和皮带轮16，在飞轮的轮缘上有配重，用以部分地平衡连杆在运动时所产生的惯性力。
机架15是单个整体的铸钢结构，它的前壁上装有楔形螺栓紧固的固定颚1。动颚14为一整体铸件，正面装有活动颚衬板3，用螺栓通过楔块紧固在动颚上。电动机通过三角皮带传递动力带动偏心轴使动颚运动，从而使破碎腔中矿石得到破碎。
排矿口的调整是借楔形调整机构来实现的。当用螺栓7使后斜面座向上移动，调节座6沿导板向前移动，这时，卸料口减小；同样，把斜面座放下，卸料口便增大。
近年来，随着露天开采比重的增加和大型挖掘机、大型自卸汽车的采用，露天矿运往破碎车间的矿石粒度达1.5～2m。同时被采矿石的品位日益降低，要保持原有生产量就必须大大增加开采量和破碎量，因而就使破碎机朝着大型、高生产率的方向发展。目前，国外生产的简摆颚式破碎机的{zd0}规格是2100mm×3000mm，复摆颚式破碎机的{zd0}规格是1500mm×2000mm。

2.3 颚式破碎机的结构参数及工作参数的选择和计算
为了保证颚式破碎机运动的可靠性和经济性,在设计时必须正确地确定它的结构参数和工作参数,并以此作为计算零部件强度的基础。
2.3.1 结构参数的选择与计算
2.3.1.1 给矿口与排矿口的尺寸
我国生产的颚式破碎机，给矿口长度：
L=(1.25～1.6)B                              (2.1)
对大型破碎机:L=(1.25～1.5)B
中、小型破碎机：L=(1.5～1.6)B
对小型破碎机，为了获得较高的生产率，L/B值可以选大一些，国外生产的小型破碎机就有L=(2～3.6)B的。
给矿口宽度：
B=(1.1～1.25)Dmax                          (2.2)
{zd0}给矿粒度:Dmax=(0.75～0.9)B(2.3)排矿口最小宽度可按下式选定：
对简摆颚式破碎机：
e=dmax-s=15～17B                          (2.4a)
对复摆颚式破碎机：
e=dmax-s=15～110B                          (2.4b)
式中：L——给矿口长度,m；
B——给矿口宽度，m；
Dmax——{zd0}给矿粒度，m;
e——排矿口最小宽度，m;
dmax——{zd0}排矿粒度，m;
s——动颚的摆动行程(排矿口处的水平行程)，m。
2.3.1.2 钳角α
破碎机的动颚与固定颚板之间的夹角称为钳角。当破碎物料时，必须使物料块既不向上滑动，也不从破碎机给矿口中跳出来。为此，钳角α图2.7物料块受力分析应该保证物料块与颚板工作表面间产生足够的摩擦力以阻止物料被挤出去。
为了确定α角，应该分析当物料块被颚板挤压时作用在石块上的力的情况。



假设物料的形状为球形，当颚板压紧物料时，作用在物料块上的力如图2.7所示。P1和P2为颚板作用在物料块上的压碎力，其方向垂直于颚板表面。由压碎力所引起的摩擦力fP1和fP2是平行于颚板表面的，f是颚板与物料之间的摩擦系数，破碎物料时平衡条件为：
向下垂直分力的总和大于或等于向上垂直分力的总和：
fP2+fP1cosα≥P1sinα                        (2.5)
水平分力的总和等于零:
P2-P1cosα-fP1sinα=0                        (2.6)
联解式（2.5）和式（2.6）可得：
tanα≤2f1-f2令φ表示摩擦角，则f=tanφ。
故tanα≤2tanφ1-tan2φ，即tanα≤tan2φ。
所以α≤2φ                                        (2.7)
由公式（2.7）可知，为了使颚式破碎机正常地进行破碎工作，钳角α应该小于摩擦角的两倍。不然，矿石就会向上跳出，而不被破碎。
一般情况下，颚板与物料（如石灰石）间的摩擦系数f＞0.2(或φ＞11°)。因此，在生产实际中，颚式破碎机的钳角多取为17°～24°范围内。对于复杂摆动颚式破碎机，钳度为20°～22°；简单摆动颚式破碎机为22°～24°。正确地选择钳角对于提高破碎机的破碎效率具有很大意义。
减小钳角，可使破碎机的生产能力增加，但会引起破碎比的减小。增大钳角，虽可增大破碎比，但同时又减少生产能力。因此，选择钳角时，应该全面考虑。
2.3.1.3 动颚摆动行程s与偏心轴的偏心距r
动颚的摆动行程s是破碎机最重要的结构参数。在理论上，动颚的摆动行程应按物料达到破坏时所需之压缩量来决定。然而，由于破碎板的变形，及其与机架间存在的间隙等因素的影响，实际选取的动颚摆动行程远大于理论上求出的数值。
由于物料在破碎腔由上向下逐渐变小，所以只要动颚上部摆动行程能够满足破碎物料需求的压缩量就可以。根据实验，破碎腔的上部摆动行程应大于0.01Dmax(Dmax为{zd0}给矿粒度）。


图2.8 颚式破碎机的简图

复杂摆动颚式破碎机的动颚摆动行程受到排矿口宽度的限制。因为，如果动颚下部的摆动行程大于排矿口最小宽度的0.3～0.4倍，将引起物料在破碎腔下部的过压实现象，容易造成排矿口的堵塞，使负荷急剧增大，所以动颚下部的摆动行程不得大于排矿口宽度的0.3～0.4倍。
实际上，动颚行程是根据经验数据确定的。通常对于大型颚式破碎机:s=25～45mm；中、小型破碎机：s=12～15mm。
动颚的摆动行程确定以后，偏心轴的偏心距r可以根据初步拟定的构件尺寸利用画机构图的方法来确定。通常，对于复杂摆动式颚式破碎机，s≈1.33r；对简摆式颚式破碎机，s≈r。
2.3.1.4 主要构件尺寸的确定（如图2.8所示）
（1） 破碎腔高度H
在钳角一定的情况下，破碎腔的高度由所要求的破碎比而定。通常，破碎腔的高度H=(2.25～2.5)B。
（2） 动颚轴承中心距给矿口平面的高度h
为了保证在破碎腔的上部产生足够的破碎力来破碎大块物料，在给矿口处，动颚必须有一定的摆动行程。为此，动颚的轴承中心距给矿口平面的高度：对简摆式颚式破碎机为0.2L≤h＜(0.37～0.47)L。根据试验，当生产率达到{zd0}值时，动颚悬挂点的合适高度为h=(0.37～0.4)L；对于复摆式颚式破碎机为h≤0.1L。L为动颚的长度。
(3) 偏心距r对连杆长度l的比值λ
在曲柄摇杆机构中，当曲柄作等速回转时，摇杆来回摆动的速度不同，具有急回运动的特征。连杆愈短，即λ=rl值愈大，则这种现象就愈显著。曲柄（偏心轴）的转数是根据矿石在破碎腔中自由下落的时间而定。因此，连杆的长度不宜过短。通常，对于大型颚式破碎机：λ=130～160，l=(0.3～0.5)L。对于中、小型颚式破碎机：λ=165～185，l=(0.85～0.9)L。L为动颚长度。
(4) 推力板长度K
当动颚的摆动行程s和偏心距r确定后，在选取推力板长度时，对于简摆式颚式破碎机，当曲柄偏心位置为{zg}时，两个推力板的内端点略低于两个外端点的连线。即使β角（推力板与连杆之间的夹角）近于90°，后推力板总在角度为5°～13°之间运动。推力板长度与偏心距的关系为：
Kmin=16.5r，Kmax=25r                        (2.8)
式中：Kmin、Kmax——推力板长度的最小、{zd0}值，m；
r——偏心距，m。
两个推力板长度应根据机械运动的要求来确定，二者必须一致。
复摆颚式破碎机的推力板长度也可参考公式（2.8）所列关系选取，通常β=45°～50°。
2.3.1.5 破碎腔的形状
破碎腔的形状是决定生产率、动力消耗和衬板磨损等破碎机性能的重要因素。


图2.9 破碎腔形状示意图
(a) 直线型破碎腔；(b) 曲线型破碎腔

破碎腔的形状有直线型和曲线型两种，如图2.9所示。图中实线表示颚板闭合时位置，虚线表示颚板后退最远位置。
图中的许多水平线，表示物料在陆续向下运动时所占据的区域。处在水平面1上的物料，当动颚摆动到虚线位置时，便下落到水平面2上。两水平面1和2间的垂直距离，就是破碎机在空转行程时料块落下的距离。在颚板下一次的工作行程中，水平面2处的料块则被破碎。到空转行程时，料块便落到水平面3上，依此类推，料块逐渐被破碎而粒度逐渐减小，{zh1}通过排矿口排出去。
由图2.9(a)可以看到，在直线型破碎腔中，各连续的水平面间形成的梯形断面的体积向下依次递减。物料间的空隙也逐渐减小，而动颚的摆动行程和压碎力却逐渐增大，物料到排矿口附近的排料速度就减慢，于是在排矿口附近就容易发生堵塞现象，这是造成机器过载和衬板下端磨损严重的主要原因。
图2.9(b)表示曲线型破碎腔，它是将固定颚衬板改成曲线形，曲线是按破碎腔的钳角从上向下逐渐减小的原则而设计的。在曲线型破碎腔中，各连续的水平面间形成的梯形断面的体积，从破碎腔的中部往下是逐渐增加的，因而物料间的空隙增大，有利于排料。由于堵塞点上移，故在排矿口附近不易发生堵塞现象。
2.3.2 工作参数的选择与计算
2.3.2.1 偏心轴的转数
对于颚式破碎机，动颚的摆动次数由偏心轴的转速决定。在一定范围内，偏心轴转速增加，破碎机的生产能力相应的增加。但是，当动颚摆动超过一定限度时，再增加转速，生产能力增加十分缓慢，有时甚至还下降。而其功耗却迅速上升，由于过高的偏心轴转速使破碎好的物料来不及由卸料口排出，反而影响了生产能力的提高。


图2.10 颚式破碎机物料梯形截面棱柱体

为了求得偏心轴的转速，可作如下假说：① 由于颚身较长摆动幅度又不大，故假定动颚作平移运动，钳角α不变；② 动颚离开固定颚时，已破碎的物料呈梯形断面的棱柱体靠自重自由落下。
由图2.10知为了不妨碍物料排出，物料棱柱体落下时必须满足的条件为：活动颚板在离开的时间t内，破碎物料必须落下的高度应为h；当偏心轴转动一圈时，活动颚摆动两次。
设n为动颚每分钟的摆动次数，则动颚一次单向摆动的时间为：
t=12×60n=30n                            (2.9)
式中：t——动颚一次单向摆动的时间，s;
n——动颚每分钟的摆动次数，r/min。
棱柱体在其自重作用下自由地通过排矿口的时间：
由于h=12gt21，则:t1=2hg
令t1=t，则可求得理论上生产能力{zg}的动颚的摆动次数为：
30n=2hg                                  (2.10)
式中：h——破碎物料落下的高度，m；
g——重力加速度，m/s2。
由图2.10知：h=stanα式中s——动颚下端的行程，m。
把h值代入式（2.10）中，简化得：
n=66.5tanαs                            (2.11)
实际上，由于动颚板空转行程初期，物料仍处于压紧状态，不能立即落下，因此，偏心轴转速应比上式算出的值低30%左右。于是：
n=47.0tanαs                            (2.12)
由于上式未考虑物料性质和破碎机类型等因素的影响，因此，只能用来粗略地确定破碎机的转速。通常，破碎坚硬物料时，转速应取小些；破碎脆性物料时，转速可取大些；较大规格的破碎机，转速应适当降低，以减小振动，节省动力消耗。
偏心轴的转速还可用下述经验公式确定：
对于进料口宽度
B≤1.2mn=310-145B                          (2.13)
对于进料口宽度
B＞1.2mn=160-42B                          (2.14)
2.3.2.2 生产能力
颚式破碎机的生产能力是指在单位时间内能破碎物料的数量，也称为产量或生产率。颚式破碎机的生产能力是以动颚摆动一次，从破碎腔中排出一个松散的棱柱体的物料为计算依据。
根据图2.10，动颚摆动一次，排出的棱柱体断面积为:F=e+(e+s)2•h=2e+s2•stanα棱柱体的长度即为破碎腔的长度L，故棱柱体的体积为：V=F•L=Ls(2e+s)2tanα若动颚每分钟摆动n次，则破碎机的生产能力为：
Q=60nVμρ=30nLs(2e+s)tanαμρ                      (2.15)
式中：Q——破碎机的生产能力，t/h；
μ——松散系数，取μ=0.25～0.6，对大型破碎机，当处理的物料硬度很高时，常取低值（如μ=0.3），对中、小型破碎机可取较高值（μ=0.5～0.6）；
ρ——破碎物料的密度，t/m3(见表2.2)。
从公式（2.15）中看出，在一定范围内，生产能力随着转数n的增高而增大，并且随着钳角的减小而增大。由于给矿粒度的增大和给矿的不均匀，所以公式        (2.15）是近似的。但可以用它来分析各种因素对破碎机生产能力的影响。
颚式破碎机的生产能力，除利用理论公式计算外，还常常采用经验公式计算：Q=K1K2K3q0e                                (2.16)
式中：K1——物料易碎性系数，见表2.4;
K2——物料的密度修正系数，K2=ρ1.6，ρ为物料密度；
K3——进料粒度修正系数，见表2.5；
q0——标准条件下（指开路破碎，物料的密度为1.6t/m3，中等硬度矿石）的单位排矿口宽度的生产能力［t/(mm•h)］，见表2.3。
2.3.2.3 功率

图2.11 确定颚式破碎机的功率图

在颚式破碎机的破碎过程中，其功率消耗与转数、规格尺寸、排矿口宽度、钳角大小以及被破碎矿石的物理机械性质和粒度特性有关。破碎机转速愈高，机械尺寸愈大，功率消耗愈大；破碎比愈大，功率消耗也愈大。但是，对功率消耗影响{zd0}的还是矿石的物理机械性能。由于功率消耗与许多因素有关，现在尚无一个完整的理论公式能xx地计算出破碎机的功率消耗。
目前，在理论上计算颚式破碎机的电动机功率一般以体积假说为基础。
当给矿口宽度为B、长度为L、排矿口最小宽度为e，则根据图2.11可求得动颚在每次工作行程内破碎物料的体积:
V=KCL(B2-e2)2tanα                                (2.17)
式中：V——动颚在每次工作行程内破碎物料的体积，m3；
C——充满系数，因破碎时矿石不是全部充满破碎腔，而是有一定的空隙；
K——粒度特性系数。
若原矿未经预先筛分，则其中小于排矿口宽度的矿粒就直接通过破碎腔。为此，考虑此系数。
当破碎前将原矿中小于排矿口宽度的细粒物料筛出时，可取K=1。
如果原矿的粒度特性曲线为直线，可取K=Dmax-(e+s)Dmax，Dmax是原矿中的{zd0}矿块。
如果原矿的粒度特性曲线为凹形，可取K＜Dmax-(e+s)Dmax，即K=0.4～0.5。
C值视K值大小而变动：
当K=0.7～1，C=0.2～0.3；
K=0.4～0.5，C=0.4～0.5。
K与C值的乘积一般为0.2～0.25。
根据公式（1.3）和公式（2.17）则可求得颚式破碎机的电动机功率的计算公式：
N=σ2bnLKC(B2-e2)2448000E•tanα•η                  (2.18)
式中：N——电动机的功率，kW;
σb——物料抗压强度，MPa，见表2.4；
E——物料弹性模量，MPa；
η——破碎机的传动效率，η=0.75～0.85。
从公式（2.18）看出，破碎机的功率消耗与转速、规格尺寸、钳角、被破碎物料的物理机械性质和粒度特性有关。实际上，颚式破碎机的破碎过程是非常复杂的，有些因素尚未xx反映出来，有的因素（如矿石的σb和E）也很难准确地选取。所以，公式（2.18）只能供初步计算破碎机功率时使用，以便进一步用实验方法来修正。
颚式破碎机的电动机功率也可采用下列公式计算:
对于简摆颚式破碎机：
N=10LHsn                                  (2.19)
对于复摆颚式破碎机：
N=18LHrn                                  (2.20)
式中：H——固定颚板的计算高度，m。
式（2.19）和式（2.20）是在实验的基础上推导出来的，计算结果与实际数据颇为相似。