Изобретение относитс к автоматизации горно-рудного производства и предназначено дл использовани в автоматизированной системе управлени технологическими процессами на дробильных фабриках черной и цветной металлургии в промышленности строительных материалов, химической промышленности. Целью изобретени вл етс повышение точности управлени . Сущность способа заключаетс в Следующем. Дополнительно стабилизируют подачу исходной руды, после чего выби- . рают дробилку, имеющую наибольшие удельные затраты мощности на дробление , уменьшают размеры разгрузочных щелей остальных дробилок-до тех пор, пока их удельные затраты мощности на дробление не станут равны наибольшему значению выбранной дробилки. Вычисл ют крупность объединенного .продукта дроблени по суммарным удельным затратам всей группы параллельно работающих- дробилок и при отклонении вычисленной крупности объединенного продукта от задани в сторону уменьшени - увеличивают, а в сторону увеличени - уменьшают размеры разгрузочных щелей всех дробилок до тех пор, пока вычисленна крупность не станет равна заданной. На чертеже представлена структурна схема устройства автоматического управлени группой параллельно работающих дробилок по данному способу Устройство содержит питатели 1 исходной руды, дробилки 2 среднего или мелкого дроблени , датчики 3 производительности питателей, соединенные с соответствующими блоками 4 регулировани производительности и блоками 5 делени , которые подключен к соответствующим датчикам 6 мощноети дробилок, исполнительные механизмы 7 питателей, соединенные с соответствующими блоками 4, дискриминатор 8, подключенный к блокам 5 и блоку 9 исполнительных команд, который соединен с приводами 10 изменени размера разгрузочных щелей, сумматор 11, подключенный к блокам 5 и блоку 12 арифметических вычислений , который соединен с блоком 9 и элементом 13 сравнени , подключенным к блоку 9 и блоку 14 задани , который соединен с блоками 4. 1 82 Способ осуществл ют следующим образом. : Сигналы датчиков 3, измер ющих производительность питателей 1, подаютс на входы соответствующих блоков 4 и первые входы блоков 5, на вторые входы которых поступают сигналы с соответствующих датчиков 6 мощности . Блок 4 регулировани произ- . водительности сравнивает производительность , измеренную датчи-ком 3 с заданием, выданным блоком 14 и в случае рассогласовани через испол-нительный механизм 7 измен ет производительность питател до тех пор, .пока она не станет равна заданию, тем самым поддерживают производительность питателей на заданном уровне . Блок 5 делени вычисл ет отношение мощности к производительности. Сигналы с выходов блоков 5, характеризующие удельные затраты мощности по каждой параллельно работающей дробилке, поступают на дискриминатор 8, где сопоставл ютс по величине. Дискриминатор 8 вьщел ет дробилку, имеющую наибольшие удельные затраты, и через блок 9 исполнительных команд воздействует на приводы 10 изменени разгрузочных щелей тех дробилок, у которых значени удельных затрат мощности на дробление отличаетс от . наибольшего, до тех пор, пока -их удельные затраты не станут равны наибольшему значению. Тйким образом компенсируют уменьшение удельных затрат мощностина Дробление, 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 износа футеровки. Прочность исходного материала измен етс в равной степени и одновременно дл всех дробилок, так как исходна руда подаетс во все параллельно работающие дробилки из одного бункера. Поэтому различие в удельных затратах параллельйо работающих дробилок обусловлено увеличением разгрузочных щелей в результате изиоса футеровки камеры дроблени . Сумматор 11 вычисл ет суммарные удельные затраты мощности на дробле ние всей группы параллельно работаю щих дробилок. На основании этих зат рат блок 12 арифметических вычирлеНИИ определ ет степень дроблени .материала следующим образом. Сначала вычисл етс коэффициент прочности исходной руды по формуле U к ---2i i b где Кр - коэффициент прочности исхо ного материала; а - коэффициент, учитывающий конструктивные особенности дробилок; Р . - суммарные удельные затраты на дробление; b - поправочный коэффициент, учитывающий род исходного материала; 0 - поправочный коэффициент, учитывающий величину разгрузочного отверсти дроби ки . Затем определ етс степень дроблени исходного материала в соответ ствии с законом Риттингера, согласно которому i + 1 KR средний диаметр кусков исходной руды; степень дроблени материал ( отношение среднего диамет ра исходного материала к среднему диаметру продукта дроблени ) - крупность продукта дроблени . После этого элемент 13 сравнени сравнивает значение степени дроблени , вычисленное блоком 12 с заданием , выданным блоком 14 задани . При отсутствии выходного сигнала дискриминатора 8 сигнал рассогласовани элемента 13 через блок 9 воздействует одновременно на приводы изменени размера разгрузочных щелей всех дробилок до тех пор, пока вычисленна степень дроблени (крупность продукта дроблени ) не станет равна заданной. Одновременно блок 9 выдает сигнал блоку 12 на изменение коэффициента «i в соответствии с изменением разгрузочных щелей. Таким образом, применение способа позвол ет повысить точность поддержани крупности дробленого материала на заданном уровне, так как крупность объединенного продукта определ етс по удельным затратам мощности на дробление, что позвол ет при изменении физико-механических свойств исходной руды уменьщить врем , в течение которого крупность продукта дроблени не соответствует заданному значению, на величину транспортного запаздывани конвейера. Это повышает качество продукта дроблени и уменьшает затраты электроэнергии на возврат и дробление материала, крупность которого больше задани , и исключает непроизводительные затраты на дробление материала , крупнЪсть которого меньше задани . J .-/. (J n / СThe invention relates to the automation of mining production and is intended for use in an automated process control system at the crushing plants of ferrous and nonferrous metallurgy in the building materials industry and the chemical industry. The aim of the invention is to improve the accuracy of control. The essence of the method is as follows. Additionally stabilize the feed of the original ore, after which it is knocked out. crusher crusher having the highest specific power consumption for crushing reduces the size of the discharge gaps of the other crushers, until their specific power consumption for crushing equals the highest value of the crusher chosen. The size of the combined crushing product is calculated by the total unit costs of the entire group of parallel-working crushers and, when the calculated product’s size deviates from the task downward, increases, and the size of the discharge slots of all crushers decreases upwards, until the calculated particle size will not be equal to the specified. The drawing shows a block diagram of the device for automatic control of a group of parallel crushers using this method. The device contains feeders 1 original ore, crushers 2 medium or fine crushing, feeder performance sensors 3 connected to the corresponding capacity control units 4 and division blocks 5, which are connected to the corresponding sensors 6 power crushers, actuators 7 feeders connected to the corresponding blocks 4, the discriminator 8, connected The accumulator 11 connected to blocks 5 and block 12 of arithmetic calculations, which is connected to block 9 and element 13 of the comparison, connected to block 9 and block 14 task, which is connected to blocks 4. 1 82 The method is carried out as follows. A: Signals from sensors 3 measuring the performance of feeders 1 are fed to the inputs of the respective blocks 4 and the first inputs of blocks 5, the second inputs of which receive signals from the corresponding power sensors 6. Control unit 4 proiz. It compares the productivity measured by sensor 3 with the reference given by block 14 and in case of a mismatch through the actuator 7 changes the performance of the feeder until it becomes equal to the reference, thereby maintaining the performance of the feeders at a given level. Dividing unit 5 calculates a power to performance ratio. The signals from the outputs of the blocks 5, which characterize the unit cost of power for each parallel crusher, arrive at the discriminator 8, where they are compared in magnitude. The discriminator 8 selects the crusher with the highest unit costs, and through block 9 the executive commands acts on the actuators 10 to change the discharge gaps of those crushers for which the specific power costs for crushing differ from. greatest, until, while their unit costs become equal to the greatest value. It is the way to compensate for the reduction in the unit cost of power per Crushing caused by an increase in the size of the crusher discharge gaps as the lining of the crushing chamber deteriorates. This is due to the following. The specific cost of crushing capacity depends mainly on the strength of the source material and the change in the size of the crusher discharge gaps as a result of wear of the lining. The strength of the source material varies equally and at the same time for all crushers, since the original ore is fed to all parallel-working crushers from one bunker. Therefore, the difference in the specific costs of parallel working crushers is due to an increase in the discharge gaps as a result of the crushing chamber lining. The adder 11 calculates the total specific power consumption for the crushing of the whole group of parallel crushers. On the basis of these costs, the block 12 of the arithmetic calculus determines the degree of fragmentation of the material as follows. First, the coefficient of strength of the initial ore is calculated according to the formula U c --- 2i i b where Kp is the coefficient of strength of the original material; a - coefficient taking into account the design features of crushers; R . - total unit costs for crushing; b - correction factor taking into account the type of source material; 0 is a correction factor that takes into account the size of the discharge opening of the shotgun. The degree of crushing of the source material is then determined in accordance with the Rittinger law, according to which i + 1 KR is the average diameter of the pieces of the original ore; the degree of crushing of the material (the ratio of the average diameter of the source material to the average diameter of the crushing product) is the size of the crushing product. Thereafter, the comparison element 13 compares the value of the degree of fragmentation calculated by block 12 with the task given by block 14 of the task. In the absence of the output signal of the discriminator 8, the error signal of the element 13 through block 9 acts simultaneously on the drives of changing the size of the discharge gaps of all crushers until the calculated crushing degree (crushing size) is equal to the specified one. At the same time, block 9 generates a signal to block 12 to change the coefficient “i in accordance with the change in the discharge gaps. Thus, the application of the method allows to increase the accuracy of maintaining the size of crushed material at a given level, since the size of the combined product is determined by the unit cost of crushing power, which allows, while changing the physical and mechanical properties of the original ore, to reduce the time during which the size of the product crushing does not match the specified value, the value of the transport delay of the conveyor. This improves the quality of the crushing product and reduces the cost of electricity for the return and crushing of the material, the size of which is greater than the task, and eliminates the overhead costs of crushing the material, the size of which is smaller than the task. J .- /. (J n / С