Соловьев А.С. Лекции по электроприводу машин для обогащения полезных ископаемых

Подождите немного. Документ загружается.

Министерство общего и профессионального образования РФ

Санкт-Петербургский государственный горный институт

им. Г.В. Плеханова (технический университет)

А.С. Соловьев

ЭЛЕКТРОПРИВОД МАШИН

ДЛЯ ОБОГАЩЕНИЯ ПОЛЕЗНЫХ ИСКОПАЕМЫХ

Лекции

САНКТ-ПЕТЕРБУРГ

1999

Введение

Лекции предназначены для студентов специальностей 180400 ”Электропривод

и автоматика промышленных установок и технологических комплексов”, 170100 ”Гор-

ные машины и оборудование”, 170300 ”Металлургические машины и оборудование”,

изучающих оборудование обогатительных фабрик, вопросы механизации, электрифи-

кации и автоматизации обогатительного производства. Рассмотрены требования к элек-

троприводам машин и механизмов, используемых в технологических процессах на обо-

гатительных фабриках горно-обогатительных комбинатов, и электроприводы этих ма-

шин. Изложены методы определения мощности двигателей, описаны схемы управле-

ния. Обращено внимание на то, что обогатительные машины объединены общим тех-

нологическим потоком и объединены в поточно-транспортные системы (ПТС), что на-

ходит отражение в схемах управления отдельных механизмов ПТС. Рассмотрены схе-

мы управления систем густой и жидкой смазки обогатительных машин и механизмов.

При этом рассматриваются только электроприводы машин, применяемых для обогаще-

ния и сопутствующих ему процессов. Электроприводы подъемно-транспортных машин,

насосов, вентиляторов и пр. не рассматриваются.

Лекции могут быть полезными студентам специальности ”Обогащение полезных

ископаемых”.

1. Общие положения, определяющие выбор систем электропривода

для производственных механизмов

Электроприводы производственных механизмов должны отвечать комплексу требова-

ний, определяемых конструкцией машины или механизма, характеру производственного про-

цесса и условий эксплуатации оборудования [2]. К основным факторам, влияющим на выбор

системы электропривода, относятся:

1. Характер нагрузки и законы ее изменения. При проверке выбираемого двигателя по

условиям нагрева и перегрузочной способности характер нагрузки служит исходной

информацией. При ударном приложении нагрузки или периодическом ее изменении

характер нагрузки определяет требования к динамическим параметрам электропри-

вода или к системе автоматического управления, обеспечивающей выравнивание

нагрузки двигателя и скорости вращения.

2. Номинальная скорость двигателя. При выборе ее величины следует учитывать ско-

рость движения рабочих органов механизма, а также способ передачи

движение к

ним от двигателя. Для нерегулируемого электропривода выбор редукторного или

безредукторного привода определяется путем сравнения приведенных затрат сопос-

тавляемых вариантов. Для приводов механизмов, требующих частых пусков и оста-

новов, регулирования скорости, а также испытывающих при работе стопорящие на-

грузки, очень существенно обеспечить снижение запаса кинетической энергии дви-

жущихся частей электропривода

. Этим достигается сокращение времени переход-

ных процессов, а также снижение динамических нагрузок в механической части ра-

бочей машины.

3. Мощность, необходимая для электропривода рабочей машины. Как известно, мощ-

ность выбираемого двигателя определяется требуемыми значениями момента и ско-

рости. Поэтому при выборе двигателя необходимо знать не только величину мощ-

ности, но

и одну из определяющих ее величин (момент или наибольшую скорость).

Следует помнить, что вес, габариты и стоимость электрической машины определя-

ется не мощностью, а моментом.

4. Необходимость реверсирования электропривода. Электрические двигатели сами по

себе являются реверсивными, поэтому необходимость изменения направления вра-

щения отражается только в схемах управления. Наиболее существенно требование

реверсирования

сказывается на системах тиристорных электроприводов.

5. Необходимость регулирования скорости и требуемые показатели регулирования:

диапазон регулирования, плавность, точность поддержания заданных значений ско-

рости, требования к быстродействию и показателям качества переходных процессов

при регулировании и стабилизации скорости. Эти требования определяют выбор

системы нерегулируемого или регулируемого электропривода, а также являются ис-

ходными для

синтеза систем автоматического управления.

6. Характер условий работы электрического оборудования: влажность, запыленность,

температура в рабочих помещениях. Эта группа факторов определяет особенности

конструктивных исполнений электрооборудования, в частности, способа его защи-

ты от воздействия окружающей среды. В производственных условиях во многих

случаях оказывается возможным вынести аппаратуру управления в отдельные по-

мещения, где обеспечиваются

нормальные и безопасные условия эксплуатации. Эти

мероприятия широко применяются на обогатительных фабриках, где основная ап-

паратура размещается в помещениях станций управления (ПСУ). Это дает возмож-

ность применять аппаратуру в нормальном исполнении. Возможно размещение дви-

гателей в отдельных помещениях при установке уплотнений в местах прохода валов

через стены. Этот способ практикуется

в особых случаях (наличие агрессивных ве-

ществ, очень высокая температура) и на обогатительных фабриках распространения

не получил. В ряде случаев условия применения ограничивают и габариты двигате-

лей и электрооборудования, однако, для обогатительных фабрик эти ограничения не

характерны.

7. Характеристики электрических сетей, питающих данную установку. Сюда относят-

ся: мощность короткого замыкания, определяющая возможности пуска и самозапус-

ка мощных двигателей, наличие сетевой автоматики (АПВ и АВР), время перерыва

в питании при работе сетевой автоматики. Эта группа факторов при проектировании

электроприводов обогатительных фабрик также не играет большой роли, так как

мощность питающих фабрики подстанций обычно обеспечивает пуск и самозапуск

мощных электроприводов.

2. Режимы работы и электрические приводы щековых дробилок

Принципиальная кинематическая схема щековой дробилки приведена на рис. 1. Непод-

вижная щека 1 является частью рамы дробилки, подвижная щека 2, подвешенная шарнирно на

оси 8, может отклоняться на некоторый угол [7]. Пространство, ограниченное щеками и боко-

выми стенками, называют рабочим пространством дробилки. Качание подвижной щеки осуще-

ствляется при помощи эксцентрикового механизма и двух распорных плит 3

и 4. Эксцентрико-

вый приводной вал 7 при вращении сообщает движение шатуну 6, который воздействует на

распорные плиты. Если верхний конец шатуна занимает крайнее верхнее положение, то угол α

между плитами будет максимальным, и нижний конец подвижной щеки приблизится к непод-

вижной щеке. При повороте вала этот угол будет уменьшаться, и в момент, когда

верхний ко-

нец шатуна займет крайнее нижнее положение, нижний конец подвижной щеки отойдет от не-

подвижной на максимальное расстояние.

Наличие шатунно-эксцентрикового механизма определяет зависимость момента сопро-

тивления от угла поворота эксцентрикового вала при холостом ходе дробилки (Рис. 2).

Как видно из рис. 2, углу поворота 90˚ по

направлению вращения, считая от крайнего

верхнего положения, соответствует минимальное значение момента сопротивления, а углу 270˚

- максимальное [3, 4]. Нагрузка привода при работе дробилки отличается заметной неравно-

Рис. 1. Кинематическая схема

щековой дробилки с

простым качанием щеки

Рис. 2. Зависимость момента

сопротивления на эксцентриковом

валу дробилки от угла поворота

вала при холостом ходе

мерностью, вызванной как циклическим характером нагрузки, так и неравномерностью подачи

материала (по количеству и крупности). Особенно это свойственно дробилкам крупного дроб-

ления.

Для выравнивания нагрузки привода на эксцентриковом валу дробилок имеются махо-

вики, которые при увеличении нагрузки (при прямом ходе щеки) и снижении скорости отдают

часть запасенной кинетической энергии, а при

снижении нагрузки (обратный ход щеки) и уве-

личении скорости восстанавливают запас кинетической энергии.

Несмотря на применение маховиков, нагрузка двигателей отличатся неравномерностью.

Для дробилок крупного дробления отдельные пики нагрузки превышают среднюю нагрузку в 2

– 3 раза, а нагрузку холостого хода почти в 5 раз. В дробилки среднего и мелкого дробления

материал поступает после предварительной

классификации по крупности и значительно более

равномерно. Поэтому у дробилок среднего дробления максимальные нагрузки превышают

средние не более, чем на 40%, а у дробилок мелкого дробления – на 5%.

Вследствие больших масс подвижных частей, условия пуска дробилок крупного дроб-

ления является тяжелыми. Для того, чтобы преодолеть силы трения и создать нужный дина-

мический

момент для разгона дробилки, пусковой момент двигателя должен в 4-5 раз превос-

ходить средний момент при дроблении.

Для привода дробилок крупного дробления применяют асинхронные двигатели с фаз-

ным ротором, которые при реостатном пуске позволяют поддерживать момент, близкий к мак-

симальному моменту двигателя.

Теоретическая мощность щековой дробилки может быть определена по формуле [6 ,7]

Е24300

)ВБ(А

222

η⋅⋅

−⋅σ⋅⋅ω

кВт (1)

где ω – скорость эксцентрикового вала, с

-1

;

А – длина разгрузочной щели, м;

σ – временное сопротивление сжатию дробимого материала, Н/м

;

Б и В ширина загрузочного отверстия и разгрузочной щели (см. рис. 1), м;

Е – модуль упругости материала, Н/м

;

η – КПД дробилки и передачи, равный 0,6÷0,7.

Для ориентировочных расчетов можно применять эмпирическую формулу, предложен-

ную Д.И. Береновым

P=k·L·Б, кВт (2)

где L и Б – длина и ширина загрузочного отверстия, м;

k – расчетный коэффициент. Для дробилок менее 250х400 k=167;

для дробилок от 250х400 до 900х1200 k=100;

для дробилок более 900х1200 k=83.

Характер нагрузки имеет стохастический характер. Вследствие этого мощность

двигателя дробилки определяют на основании статистических исследование режимов

их работы с использованием аппарата математической статистики.

Обычно по условиям пуска полученную мощность двигателя приходится завышать в 2 –

3 раза. Для облегчения условий пуска стараются перед включением двигателя поставить под-

вижную щеку в наиболее благоприятное для пуска положение. Таким положением является по-

ворот эксцентрикового вала на 15º за мертвую точку, соответствующую самому верхнему по-

ложению шатуна (см. Рис. 2). В этом

случае щека находится в верхнем положении и ее вес спо-

собствует разгону дробилки. Поворот дробилки в пусковое положение осуществляется специ-

альным проворотным устройством.

Завышение мощности двигателя по условиям пуска приводит к тому, что при нормаль-

ной работе двигатель оказывается недогруженным. Это снижает его энергетические показате-

ли. Увеличить загрузку двигателя можно путем применения двух двигателей с соотношением

мощностей от 1:1,5 до 1:2. Двигатель меньшей

мощности применяется для длительной работы,

а пуск производится при работе обоих двигателей.

Уменьшение необходимой для пуска дробилок мощности двигателя можно достичь пу-

тем применения гидравлических, электромагнитных или фрикционных муфт. Завод “Волго-

цеммаш” (г. Тольятти) выпускает щековые дробилки (900х1200, 1200х1500, 1500х2100), снаб-

женные механизмом ступенчатого пуска [9]. С помощью фрикционных муфт с

гидравлическим

управлением (рис. 3) пуск дробилки совершается по следующим стадиям:

1. Пуск двигателя со шкивом 1 (рис. 3);

2. Зажатие фрикционной муфты 2 и разгон эксцентрикового вала дробилки (3);

3. Зажатие фрикционной муфты 4 и разгон маховика 5.

Таким образом, одновременно разгоняется только часть маховых масс, что

снижает общую нагрузку двигателя.

Выравнивание нагрузки двигателей щековой дробилки достигается за счет применения

маховиков. Кинетическая энергия, отдаваемая маховыми массами при снижении скорости от ω

до ω

, определяется выражением

)(

ω−ω

ω+ω

−

= (3)

или

А=J·ω

·Δω, (4)

где ω

– средняя скорость;

Δω – изменение скорости маховых масс.

Повышение эффективности использования маховых масс может достигаться следую-

щими путями:

-Увеличение момента инерции. Для этого требуется увеличение габаритов и массы ма-

ховика, что ухудшает условия пуска электропривода;

Рис. 3. Кинематическая схема дробилки

с последовательным разгоном маховых масс

Увеличение скорости вращения. В этом случае увеличиваются динамические усилия и

потери трения. Возможна установка маховика не на тихиходном эксцентриковом валу дробил-

ки, а на быстроходном валу двигателя. Этот способ позволяет уменьшить момент инерции ма-

ховика, но при этом маховик будет выравнивать только нагрузку двигателя. Клиноременная

передача между двигателем и дробилкой будет

подвергаться большим динамическим перегруз-

кам;

Увеличение мягкости характеристики двигателя, что при одном и том же изменении на-

грузки дает увеличение перепада скорости.

Обычно номинальное скольжение асинхронных двигателей с фазовым ротором состав-

ляет 1,5 – 3%. Включение в цепь ротора постоянной невыключаемой ступени сопротивления

позволяет смягчить характеристику и лучше использовать энергию, запасаемую в маховых

массах, при кратковременных перегрузках.

Для дробилок среднего и мелкого дробления, имеющих более равномерный график на-

грузки, не требуется установки значительных маховиков. Условия пуска у них легче, чем у

дробилок крупного дробления. Это дает возможность применять в их приводе асинхронные ко-

роткозамкнутые двигатели.

3. Электрический привод конусных дробилок

В конусных дробилках (рис. 4) дробление материала происходит в кольцевом простран-

стве между эксцентрически расположенными усеченными конусами: неподвижным 1 и под-

вижным (дробящим) 2. Подвижный конус посажен на вал 3, нижний конец которого свободно

входит в отверстие, эксцентрично расположенное в валу-эксцентрике 4. Вал-эксцентрик враща-

ется в вертикальном подшипнике 5 и опирается на подпятник 6. При

вращении вала-

эксцентрика подвижный конус будет совер-

шать качание внутри неподвижного конуса.

В каждый момент времени одна из сторон

подвижного конуса оказывается наиболее

удаленной, а противоположная – наиболее

приближенной к поверхности неподвижного

конуса. Размеры D, и d указывают соответ-

ственно ширину загрузочной и разгрузочной

щели. Вращение валу-эксцентрику передает-

ся от приводного вала 7 через

коническую

зубчатую передачу.

Электроприводы конусных дробилок

имеют более равномерный характер нагруз-

ки, чем у щековых дробилок, так как процесс

дробления имеет непрерывный характер.

Однако неравномерность нагрузки все же

остается значительной, что объясняется не-

равномерной подачей материала в дробилку.

В дробилки крупного дробления очень часто

материал поступает непосредственно из

транспортных средств

без промежуточных

бункеров и питателей, что определяет не-

равномерность подачи по количеству и

крупности.

Для преодоления перегрузок дробя-

щий конус должен обладать значительной

инерцией, т.е. большим запасом кинетиче-

ской энергии. Поэтому мощность двигателя так же, как и у щековых дробилок определяется

условиями пуска. Наличие больших маховых масс и значительное трение делают условия пуска

тяжелыми. Кроме того, при заклинивании кусков дробимого материала возникает необходи-

мость пуска дробилок под загрузкой.

Мощность двигателя конусной дробилки может быть определена из условий нормаль-

ной

работы по формуле [6]

−ωσ

E76300

)dD(D

, (5)

где σ – временное сопротивление сжатию дробимого материала, Н/м

;

ω – скорость вращение вертикального вала дробилки, 1/с;

– диаметр нижней окружности неподвижного конуса, м;

D, d - ширина загрузочной и разгрузочной щели, м;

Е – модуль упругости Н/м

;

Η – КПД дробилки и передачи.

Проф. В.А. Олевский [8] рекомендует определять мощность двигателей дробилок круп-

ного дробления по эмпирической формуле

P=36D

rn , кВт (6)

а для дробилок среднего и мелкого дробления

P=0,21D

n, кВт (7)

где D – диаметр основания подвижного дробящего конуса, м;

r – эксцентриситет (в плоскости разгрузочной щели), м;

n – число качаний конуса в минуту.

По условиям пуска полученный результат увеличивается на 30 – 50%. При таком выбо-

ре мощность двигателя при холостом ходе дробилки составляет 15 – 20% номинальной мощно-

сти, а средняя мощность 50 – 75%. При попадании в дробилку крупных кусков

пики мощности

достигают 200 – 300% от средней величины, т.е. достигают до 250% номинальной мощности.

Для выравнивания нагрузки электропривода в некоторых конструкциях дробилок применяется

регулирование ширины разгрузочной щели.

Вследствие длительности пуска и необходимости преодоления инерции маховых масс, а

также сил трения для конусных дробилок первичного дробления так же, как и для щековых

дробилок

применяются асинхронные фазные двигатели с реостатным управлением при пуске.

Для улучшения технико-экономических показателей электропривода могут быть уста-

новлены два двигателя одинаковой мощности. При пуске используются оба двигателя, а при

нормальной работе один отключается. При перегрузке привода в схемах автоматического

управления предусматривается включение второго двигателя. В случае пуска конусной дро-

билки

под завалом можно облегчить условия пуска путем неоднократного реверсирования дро-

билки, т.е. поочередного включения привода то в одну, то в другую сторону. Схема управления

электроприводом в этом случае должна предусматривать возможность такого реверсирования.

Для привода дробилок вторичного дробления характерна значительно меньшая нерав-

номерность нагрузки, чем у дробилок первичного дробления.

Пики нагрузки здесь также неве-

лики. Ввиду меньших маховых масс движущихся частей условия пуска не являются тяжелыми,

что дает возможность применения асинхронных короткозамкнутых двигателей. Это упрощает

схему управления, так как в ней нет роторного реостата и аппаратуры управления реостатным

пуском.

При равномерной нагрузке для привода конусных дробилок вторичного дробления мо-

гут найти применение синхронные двигатели, применение которых позволяет улучшить энер-

гетические показатели. Синхронные двигатели имеют больший воздушный зазор, чем асин-

хронные, что обеспечивает большую их надежность при

работе в запыленной среде. Кроме то-

го, синхронные двигатели имеют большую, чем асинхронные, перегрузочную способность, ко-

торая может быть еще увеличена путем применения форсировки тока возбуждения при пере-

грузках.

4 Схемы управления электроприводами щековых и конусных дробилок

В электроприводах дробилок применяются асинхронные фазные и короткозамкнутые

двигатели [13]. В схемах управления этих электроприводов есть много общих элементов и уз-

лов:: схемы управления приводами масляных выключателей в цепи статора, цепи трансформа-

торов тока и напряжения, цепи защиты, блокировок и сигнализации. В схемах управления

асинхронными фазными двигателями имеются дополнительные цепи, относящиеся

к станции

управления роторным реостатом.

В качестве примера рассмотрим схему управления конусной дробилкой ККД-1500/180,

которая изображена на рис. 5. На рис. 5,а приведены статорные цепи двигателя, вторичные це-

пи трансформаторов тока и напряжения. Цепи сигнализации о состоянии высоковольтных яче-

ек представлены на рис. 5,б. В статорной цепи имеется два высоковольтных выключателя QF1

QF11. Это дает возможность реверсирования двигателя для “раскачивания” конуса дробилки

при пуске под завалом. Во вторичных цепях трансформаторов тока сосредоточены: реле токо-

вой отсечки КА1 и КА2 (при реверсе КА11 и Ка21), реле защиты от перегрузки КА4 (при ре-

версе КА41), реле тока нулевой последовательности КА3, обеспечивающее защиту от замыка-

ний

на землю. Там же включены токовые обмотки счетчиков электроэнергии. Обмотки напря-

жения счетчиков питаются от вторичных обмоток трансформаторов напряжения. Лампы свето-

вой сигнализации (рис. 5,б) показывают состояние масляных выключателей, указательных

(блинкерных) реле и автоматов QF4, QF41 цепей управления масляных выключателей.

На рис. 5,в и 5,г приведены цепи управления обоих выключателей. Рассмотрим подроб-

но рис5,в. Выключатель QF1 имеет соленоидный привод, катушка включения которого YA1

получает питание через контакты контактора КМ8. Включение контактора КМ8 происходит

при включенных автоматах QF4, QF5, QF6 по цепи: +ШУ, QF4, контакт К1, QF6, размыкающие

контакты QF11, K11, QF1П, QF1B, катушка КМ8, -ШУ. Сигнал на включение подается при за-

мыкании контакта К1, остальные контакты служат для подготовки цепи и блокировки

. Вклю-

чение QF1 невозможно при включенном QF11, так как в этом случае контакт QF11 будет от-

крыт.

После включения QF1 блокировочный контакт QF1П отключает цепь КМ8, и электро-

магнит YA выключается, однако QF1 удерживается во включенном состоянии механизмом

свободного расцепления привода. Одновременно замыкающие контакты QF1П и QF1O подго-

тавливают к включению соленоид отключения YA2. Кроме того, включается промежуточное

реле К15, служащее для увеличения числа контактов выключателя QF1. Один из контактов ре-

ле К15 включает также реле К7, которое также является повторителем QF1. При включении

QF1 начинает обтекаться током катушка реле К14 по цепи: +ШУ, QF4, QF1, обмотка реле К14,

QF6, QF1O, YA2, -ШУ. Величина тока в цепи ограничивается добавочным сопротивлением и

недостаточна для срабатывания отключающей катушки

YA2, но достаточна для включения ре-

ле К14, что является показателем исправности цепи отключения.

Подача питания в отключающий соленоид YA2 и отключение выключателя QF1 может

происходить по нескольким цепям:

1. При срабатывании токовой отсечки (реле КА1 или КА2) или защиты от замыкания

на землю (реле КА3) включается реле К11, которое своим контактом подает питание

в цепь YA2. Реле К11 самоблокируется; деблокировка выполняется кнопкой SB1.

2. При перегрузке привода замыкающий контакт КА4 включает реле К13, что также

приводит к включению YA2. При срабатывании реле

К11 и К13 одновременно

включаются соответствующие указательные реле КН1, КН2 или КН3 для индикации

причины отключения. После ликвидации аварийного состояния блинкер реле дол-

жен быть поднят, так как в противном случает будет гореть сигнальная лампа EL21

(рис. 5,б).

3. При повороте из нулевого положения аварийного выключателя КНА (рис. 5,д), что

приведет

к отключению реле пуска К1.

4. Постановкой ключа управления КН2 (рис. 5,в) в положение “отключено”.

5. При замыкании контактов реле отключения К31 или К32, а в режиме централизо-

ванного управления (когда переключатель КН3 стоит в положении “Ц“), также и

контактом К3.

6. При срабатывании защиты минимального напряжения и замыкании контактов KV3

отключающий электромагнит получает питание от резервных шин ШЗ и конденса-

тора.

Схема управления вторым масляным выключателем QF11 (рис. 5,г) в основном повто-

ряет схему рис. 5,в. Разница лишь в том, что включение QF11 происходит при замыкании кон-

такта реле реверса дробилки К8, а выключение может осуществляться при замыкании контакта

реле времени реверса КТ

10 (рис. 5,д). Этот контакт замыкается с выдержкой времени, равной 5

секунд, поэтому при реверсе привод будет работать только на первой реостатной характери-

стике.

На рис. 5,б приведены также цепи температурных реле. Температурный датчик RK1

контролирует температуру масла на сливе дробилки, RK2, RK3 – подшипников нижней части

станины, RK4, RK5 – подшипников приводных валов. При повышении температуры сопротив-

ление

датчиков снижается, и происходит включение соответствующего выходного реле, кото-

рое самоблокируется через свой контакт. Деблокировка производится нажатием кнопки SB4.

На рис. 5,д и 5,е приведены цепи управления приводом и роторной станцией. Избрате-

лем режима управления КН3 могут быть выбраны три режима: ручное управление (Р), местное

сблокированное управление (М) и централизованное управление (Ц

). Во всех трех режимах

уровень масла на сливе дробилки должен быть нормальным. Уровень контролируется поплав-

ковым датчиком BL и реле К6. При нормальном уровне контакт BL замкнут, реле К6 включено.

Для пуска дробилки в прямом направлении вращения ключ реверса КН1 ставится в по-

ложение ”В”.

При централизованном управлении команда на пуск подается

из схемы диспетчерского

управления замыканием контакта КПУ, при местном и ручном управлении – ключем местного

управления КН2. При централизованном и местном управлении предварительно должен быть

включен питатель и вентилятор обдува двигателя.

Во всех режимах управления при подаче команды на пуск через контакт К6 подается

питание на катушку реле включения роторной станции К

2. Через контакт К2 включается реле

времени КТ1 роторной станции (рис. 5,е). Начинается последовательное включение реле КТ2,

КТ3,…КТ7, размыкающие контакты которых разрывают цепи контакторов КМ1 – КМ6. Замы-

кающий контакт КТ7 создает цепь самоподпитки для всех реле времени КТ1 – КТ7 через со-

противление. Другой контакт КТ7, замыкаясь, включает реле готовности роторной

станции К4

(рис. 5,д), которое своим контактом включает реле пуска дробилки К1. Контакт К1, включаю-

щий двигатель, изображен на рис. 5в. После отпускания ключа КН2 контакт КН2 размыкается,

а реле К1 и К2 выключаются. Однако, контакт К2 на рис. 5,е шунтирован контактом КТ7, а

контакт К1 (рис. 5,в) размыкается с

выдержкой времени, достаточной для включения масляного

выключателя QF1.