t1 Изобретение относитс к автоматизации горнорудного производства и предназначен.о дл использовани в автоматизированной системе управлени технологическими процессами на дробильных Фабриках горной и цветной металлургии в. промьшленности строител ных материалов, химической промышленности . Известна система управлени группой параллельно работающих дробилок С13. Наиболее близкой к изобретению по технической сущности вл етс система автоматического управлени группой параллельно р-аботающих дробилок,включающа датчики производительности питателей исходной руды, соединенные с первым входами соответствующих блоков делени , вторые входы которых подключены к выходам соответствующих датчиков мощности, выходы блоков делени соединены с входами дискримина тора, выход которого подключен к первым входам блока исполнительных команд , второй вход блока исполнительных команд соединен с выходом элемента сравнени , первьй вход которого подключен к первому выходу блока задани , приводы изменени размера раз грузочных щелей соединены с первым и вторым выходами блрка исполнительных команд. Известна система работает следующим образом. Крупность объединенного продукта дроблени , который транспортируетс конвейером, измер етс датчиком крупности при разгрузке конвейера. Сигнал датчика крупности сравниваетс на элементе сравнени с сигналов задат чика. При отклонени х крупности объединенного дробленого продукта от задани с выхода элемента сравнени сиг нал рассогласовани поступает на блок управлени , который прдготавлива ет блок делени к вьтолнению операции делени . В блоке делени определ ют удельные затраты мощности на дроблени путем делени сигнала мощности на сигнал производительности. Сигналы, характеризующие удельные затраты мощности по каждому комплексу, поступают на дискриминатор, где сопостав л ютс по величине. На другой вход дискриминатора подаетс сигнал с блока управлени , которьй в зависимости от знака рассогласовани на выходе элемента сравнени (крупность дроб- 38 лени продукта ниже или выше задани ) обуславливает выбор в качестве регулируемого комплекса или с минимальными , или с максимальными удельными затратами на дробление. Этот выбор производитс в соответствии с тем, что удельные затраты энергии на дробление пропорциональны степени дроблени . Поэтому в случае увеличени , по сравнению с заданием, крупности объединенного дробленого продукта дискриминатор вьщел ет как регулируемый комплекс с минимальными (удельными затратами мощности. После этого с йыхода дискриминатора через блок исполнительных команд на привод изменени размера разгрузочной щели поступает сигнал управлени по уменьшению размера щели дробилки того комплекса , у которого наименьшие удельные затраты.мощности. Воздействие на привод прекращаетс после возвращени крупности дробленого продукта к заданию C2II. Однако известна система не обеспеЧйвает точность поддержани крупности дробленого материала на заданном уровне при изменении физико-механических свойств исходной руды, так как в известной системе воздействие j направленное на изменение размера разгрузочной щели дробилки запаздывает по отношению к моменту изменени крупности продукта дроблени на величину транспортного запаздывани отход щего конвейера. Так, например, при повьш1ении трудности дроблени исходного материала увеличиваетс крупность продукта дроблени . i Дроблена руда после дробилок поступает на конвейер. Так как датчик , измер ющий крупность объединенного продукта дроблени , установлен на разгрузке конвейера, то врем , прошедшее с момента увеличени крупности продукта дроблени на выходе дробилки до момента измерени ее датчиком крупности, определ етс транспортным запаздыванием конвейера.Поэтому выходной сигнал рассогласовани элемента сравнени , на основании которого вьфабатываютс управл ющие воздействи , направленные на поддержание крупности дробленного продукта на заданном уровне вьщаетс с заержкой , равной транспортному запазыванию конвейера. Таким образом, врем , в течение которого крупность продукта дроблени не соответствует заданному значению, существенно и определ етс транспортным запаздыванием . Целью изобретени вл етс повьшение точности управлени . Цель достигаетс тем, что система автоматического управлени группой параллельно работающих дробилок, включающа датчики производительности питателей-исходной руды, соединенные с первыми входами соответствующих блоков делени , вторые входы которых подключены к выходам соответствующих датчиков мощности, выходы блоков дел ни соединены с входами дискриминато ра, выход которого подключен к первы входам блока исполнительных команд, второй вход блока исполнительных команд соединен с выходом элемента сравнени , первый вход которого подключе . к первому выходу блока задани , приводы изменени размера разгрузочньк щелей соединены с первым и вторым вы ходами блока исполнительных команд, снабжена сумматором, блоком арифмети ческих вычислений и блоками регулиро ни производительности с соответствующими исполнительными механизмами. причем входы сумматора подключены к. .выходам блоков делени , а выход сумматора - к первому входу блока арифметических вычислений, второй вход которого подключен к третьему выходу блока исполнительных команд, выход блока арифметических вычислений соединен с вторым входом элемента сравнени , второй выход блока задани подключен к первым входам блоков рег лировани производительности,вторые входы которых соединены с соответствугацими вьпсодами датчиков производительности . На чертеже приведена структурна схема системы. Система содержит питатели 1 исходной руды, дробилки 2 и 3, датчики 4 и 5 производительности питател соединенные с соответствующими бло ками 6 и 7 регулировани производительности и блоками 8 и 9 делени , которые подключены к соответствующим датчикам 10 и 11 мощности, потребл емой дробилками, исполнительные меха низмы 12 и 13, соединенные с соответ ствующими блоками 6 и 7, дискриминатор 14, подключенный к блокам 8 и 9 и блоку 15 исполнительных команд. который соединен с приводами 16 и 17 изменени размера разгрузочных щелей, сумматор 18, подключенный к блокам 8 и 9 и блоку 19 арифметических вычислений , который соединен с блоком 15 и элементом 20 сравнени , подключенным к блоку 15 и блоку 21 задани , которьй соединен с блоками 6 и 7, Система работает следующим образом. Измеренные датчиками 4 и 5 производительности сигналы производительностей питателей подаютс на входы соответствующих блоков 6 и 7 регулировани производительности и блоков 8 и 9 делени . Блоки 6 и 7 сравнивают (Производительность, измеренную дат чиком 4 с заданием, вьщанным бло1ком 21, и в случае рассогласовани через исполнительный механизм 12 измен ют производительность питател до тех пор, пока она станет равна заданию, тем самьм поддерживают производительность на заданном уровне. Сигналы датчиков 10 и 11 мощности поступают в соответствующие блоки 8 и 9 делени . На основании сигналов, вьщанных датчиками 10 и 11 и 4 и 5 блоки В и 9 вычисл ют отношение мощности к производительности. Сигналы ,с выходов блоков 8 и 9, характеризуюйще удельные затраты мощности по каждой параллельно работаннцей дробилке, поступают на дискриминатор 14, где сопоставл ютс по величине. Дискриминатор выдел ет дроЬилку, имеющую наибольшие удельные затраты, и через блок 15 исполнительных команд воздействует на привода 16 и 17 изменени разгрузочных отверстий тех дробилок, у которых значение удельных затрат мощности на дробление отличаетс от наибольшего до тех пор, пока их удельные затраты не станут равны наибольшему Значению. Тем caNibM компенсируетс уменьшение удельных затрат мощности на дробление, а значит, и повышение крупности продукта дроблени , вызванное увеличением размера разгрузочных щелей дробилок по мере износа футеровки камеры дроблени . Это обусловлено следующим. Удельные затраты мощности на дробление завис т главным образом от прочности исходного материала и изменени величины разгрузочных щелей дробилок в результате износов футеровки. Прочность исходного материала измен етс в равной степени и одновременно дл всех дробилок, так как руда пода етс во все параллельно работающие дробилки из одного бункера. Поэтому различие в удельных затратах параллельно работающих дробилок обусловле но увеличением разгрузочных щелей по мере износа футеровки камеры дроб лени . , Сумматор 18 вычисл ет .суммарные удельные затраты мощности на дробление всей группы параллельно работающих дробилок. На основании этих затрат блок 19 арифметических вычислений определ ет степень дроблени материала следующим образом. Сначала вычисл етс коэффициент прочности ис ходной руды по формуле «Ps, где Кр - коэффициент прочности исход ного материала, коэффициент, учитывающий конструктивные особенности дробилок - const-, поправочный коэффициент, учитывающий род исходного материала - consti поправочньм коэффициент, учитывающий величину разгру зочного отверсти дробилки суммарные удельные затраты на дробление. Затем определ етс степень дробле ни исходного материала в соответствии с законом Риттингера, согласно которому л ,, .АР., . где Dpp- средний диаметр кусков исходной руды (величина посто нна ) 5 i - степень дроблени материала (крупность продукта дроблени ) . После этого элемент 20 сравнени сравнивает значение степени дроблени , вычисленное блоком 14 с заданием , вьщанным блоком 21 задани . При отсутствии выходного сигнала дискриминатора 14, сигнал рассогласовани элемента 20 через блок 15 воздействует одновременно и в равной степени на приводы изменени размера разгрузочных щелей всех дробилок до тех пор, пока вычисленна степень дроблени (крупность продукта дроблени ) Не станет равна заданию. Одновременно блок 15 вьщает сигнал блоку 19 на изменение коэффициента d. в соответствии с изменением разгрузочных щелей. Таким образом, из-за дополнительного введени в систему сумматора блока арифметических вычислений И блоков регулировани производительности, соединенных между собой и другими блоками устройства согласно формулы изобретени , обеспечиваетс повышение точности поддержани крупности дробленого материала на.заданном уровне вследствие исключени транспортного запаздывани отход щего конвейера, так как крупность дробленого материала контролируетс по удельным затратам мощности на дробление. Кроме того, использование системы позвол ет повысить производительность конусной дробилки путем уменьшени количества дробленой руды, не соответствующей заданию, и получить экономию электроэнергии , котора затрачивалась на возврат некондиционной руды и ее передробление .t1 The invention relates to the automation of mining production and is intended for use in an automated process control system in the crushing plants of the mining and non-ferrous metallurgy. industrial construction materials, chemical industry. A known control system for a group of parallel working crushers C13. Closest to the invention, the technical entity is an automatic control system for a group of parallel p-type crushers, including sensors for the performance of the original ore feeders, connected to the first inputs of the respective dividing units, the second inputs of which are connected to the outputs of the corresponding power sensors, the outputs of the dividing units are connected to the inputs discrimination of the torus, the output of which is connected to the first inputs of the block of executive commands, the second input of the block of executive commands is connected to the output of the electric ment comparator having a first input connected to the first output specifying unit time varying size gruzochnyh slits actuators coupled to first and second outputs blrka executive commands. Known system works as follows. The size of the combined crushing product, which is transported by the conveyor, is measured by the size sensor when the conveyor is unloaded. The signal of the size sensor is compared at the reference element with the signals of the sensor. When the combined crushed product size deviates from the task from the output of the comparison element, the error signal is fed to the control unit, which prepares the division unit to execute the division operation. In a dividing unit, the unit cost of crushing power is determined by dividing the power signal by the performance signal. The signals characterizing the specific power consumption for each complex are sent to the discriminator, where they are compared in magnitude. To another input of the discriminator, a signal is sent from the control unit, which, depending on the error sign at the output of the reference element (the fraction of the product crushing below or above the task) determines the choice as an adjustable complex with either minimal or maximum specific costs for crushing. This selection is made in accordance with the fact that the specific energy consumption for crushing is proportional to the degree of crushing. Therefore, in case of increasing, in comparison with the task, the size of the combined crushed product, the discriminator appears as an adjustable complex with minimal (specific power consumption). After that, from the discriminator's output, through the block of executive commands, the control signal for reducing the size of the crusher slot is sent to the drive by changing the size of the discharge gap of the complex with the lowest unit cost. The effect on the drive ceases after the particle size of the crushed product returns to the C2I task I. However, the known system does not ensure the accuracy of maintaining the size of crushed material at a given level when the physico-mechanical properties of the original ore change, because in a known system, the impact j aimed at changing the size of the crusher discharge gap is delayed relative to the moment of changing the size of the crushed product delay of the outgoing conveyor. For example, when increasing the difficulty of crushing the source material, the size of the crushing product increases. i The crushed ore after crushers is fed to the conveyor. Since the sensor measuring the particle size of the combined crushing product is set at the unloading of the conveyor, the time elapsed from the moment of increasing the crushing product size at the crusher output to the moment of measuring it with the size sensor is determined by the conveyor transport lag. Therefore, the output error of the reference element is not the basis of which control actions are aimed at maintaining the size of the crushed product at a given level, with a delay equal to the transport at the closing of the conveyor. Thus, the time during which the size of the grinding product does not correspond to the specified value is significant and is determined by the transport delay. The aim of the invention is to increase control accuracy. The goal is achieved by the fact that the system of automatic control of a group of parallel-working crushers, including sensors for the performance of the original ore feeders, is connected to the first inputs of the respective dividing units, the second inputs of which are connected to the outputs of the corresponding power sensors, the outputs of the units are connected to the discriminator inputs, output which is connected to the first inputs of the block of executive commands, the second input of the block of executive commands is connected to the output of the comparison element, the first input of which is under Luce. to the first output of the task block, the drives for changing the size of the unloading slots are connected to the first and second outputs of the block of executive commands, equipped with an adder, a block of arithmetic calculations and blocks of performance control with appropriate executive mechanisms. the inputs of the adder are connected to the outputs of the division blocks, and the output of the adder is connected to the first input of the arithmetic calculation unit, the second input of which is connected to the third output of the executive instruction block, the output of the arithmetic calculation block is connected to the second input of the comparison element, the second output of the reference block is connected to to the first inputs of the capacity control unit, the second inputs of which are connected to the corresponding outputs of the capacity sensors. The drawing shows the structural scheme of the system. The system contains feeders 1 of the source ore, crushers 2 and 3, sensors 4 and 5 of the capacity of the feeder connected to the corresponding blocks 6 and 7 of the capacity control and blocks 8 and 9 of the division, which are connected to the corresponding sensors 10 and 11 of the power consumed by the crushers, executive Mechanisms 12 and 13, connected to the corresponding blocks 6 and 7, discriminator 14, connected to blocks 8 and 9 and block 15 of the executive commands. which is connected to the drives 16 and 17 for changing the size of the discharge slots, an adder 18 connected to blocks 8 and 9 and a block 19 of arithmetic calculations which is connected to block 15 and a comparison element 20 connected to block 15 and block 21 of the task 21 connected to blocks 6 and 7, the system operates as follows. Measured by the sensors 4 and 5 of the capacity, the signals of the capacities of the feeders are fed to the inputs of the respective blocks 6 and 7 of the capacity control and blocks 8 and 9 of the division. Blocks 6 and 7 are compared (Performance measured by sensor 4 with the reference set by block 21, and in case of a mismatch through the actuator 12, the performance of the feeder is changed until it is equal to the reference, so that the performance is maintained at a given level. Signals The power sensors 10 and 11 enter the corresponding dividing blocks 8 and 9. Based on the signals supplied by the sensors 10 and 11 and 4 and 5, blocks B and 9 calculate the power-to-performance ratio. The signals from the outputs of blocks 8 and 9 characterize The individual power costs for each parallel crusher go to discriminator 14, where they are matched in magnitude. The discriminator selects the crusher that has the highest unit costs, and through the executive command block 15 influences the actuators 16 and 17 to change the discharge openings of those crushers that have the value of the unit cost of the crushing capacity is different from the highest until their unit costs become the highest value. Thus, caNibM compensates for the reduction in the unit cost of crushing power, and hence the increase in the size of the crushing product, caused by an increase in the size of the discharge chambers of the crushers as the lining of the crushing chamber deteriorates. This is due to the following. The specific cost of crushing power depends mainly on the strength of the source material and the change in the size of the discharge gaps of the crushers as a result of liner wear. The strength of the source material varies equally and simultaneously for all crushers, as the ore is fed into all parallel-working crushers from one bunker. Therefore, the difference in the specific costs of parallel crushers due to the increase in discharge gaps as the lining of the fractional chamber is worn out. The adder 18 calculates the total specific power consumption for crushing the entire group of parallel crushers. Based on these costs, the arithmetic calculation unit 19 determines the degree of crushing of the material as follows. First, the coefficient of strength of the source ore is calculated by the formula Ps, where Kp is the coefficient of strength of the source material, the coefficient taking into account the design features of the crushers is const, the correction factor taking into account the type of source material consti is the correction factor taking into account the size of the crusher opening total unit costs for crushing. The degree of grinding of the source material is then determined in accordance with the Rittinger law, according to which l ,, AR.,. where Dpp is the average diameter of the pieces of the original ore (constant value) 5 i is the degree of crushing of the material (size of the crushed product). Thereafter, the comparison element 20 compares the value of the degree of fragmentation calculated by block 14 with the task given by block 21 of the task. In the absence of the output signal of the discriminator 14, the error signal of the element 20 through the block 15 acts simultaneously and equally on the drives of changing the size of the discharge gaps of all crushers until the calculated degree of crushing (size of the crushing product) becomes equal to the task. At the same time, block 15 transmits a signal to block 19 to change the coefficient d. in accordance with the change in discharge slots. Thus, due to the additional introduction into the system of an adder of an arithmetic computation block And performance control blocks interconnected with other blocks of the device according to the claims, the accuracy of maintaining the size of the crushed material at a predetermined level due to the elimination of transport delay of the outgoing conveyor is improved. how the size of the crushed material is controlled by the unit cost of crushing power. In addition, the use of the system improves the performance of a cone crusher by reducing the amount of crushed ore that does not correspond to the task, and to save energy, which was spent on the return of substandard ore and its crushing.