煤矿供电设计.docx
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煤矿供电设计
某煤矿（整合0.15Mt/a）供电设计
仅供参考）
第一节供电电源
1#变电所10kV直接
2#变电所10kV直接
一、供电电源某煤矿矿井双回路电源现已形成，其中：
一回路电源由引入，LGJ-70型导线，距离矿区7公里；另一回路电源由引入，LGJ-120型导线，距离矿区20公里。
16.26kW・h/t。
第二节电力负荷计算
经统计全矿井设备总台数
84台，设备工作台数
66
.64kW，设备工作容量
696.34kW，计算负荷为：
有功功率：
513.24
kW
无功功率：
425.94
kVar
自然功率因数co®=
0.77
视在功率：
666.96
kVA
考虑有功功率和无功功率乘0.9同时系数后：
全矿井用电负荷
有功功率：
461.92
kW
无功功率：
383.35
kVar
功率因数CO®=0.77
视在功率：
600.27
kVA
台；设备总容量
矿井年耗电量约243.89万kW-h，吨煤电耗约
负荷统计见表1。
第三节送变电
一、矿井供电方案根据《煤矿安全规程》要求，矿井应有两回电源供电，当任一回路发生故障停止供电时，另一回路应能担负矿井全部负荷。
根据本矿井现有的电源条件，设计在本矿井工业场地内建10kV变电所。
两回10kV电源分别引自10kV1#变电所和2#变电所。
二、10kV供电线路
设计对线路导线截面，按温升、经济电流密度、线路压降等校验计算如下：
1、根据经济电流密度计算截面积
导线通过的最大电流：
（两回10kV线路，当一回故障检修时，另一回
10kV线路向本矿供电时，导线通过的电流最大）
lj=P/（T3ucos①）=513.24/（1.732X0X0.77）=38.5A
导线经济截面：
S=lj/J=38.5/0.9=42.8mm2（J为经济电流密度）
通过计算，实际选用的钢芯铝绞线截面满足要求。
2、按电压降校验
由10kV1#变电所和2#变电所向本矿工业场地10kV变电所供电的两回
10kV线路供电距离分别为7km和20km，正常情况下两回线路同时运行，
当两回10kV线路中一回线路事故检修时，由另外一回10kV线路向本矿供
电。
按正常情况及事故情况对两回电源线路分别做电压降校验如下：
1）正常情况下
两回10kV线路同时运行，线路电压损失：
（1）1#变电所10kV供电线路电压损失：
△U%=Au%PL/2
=0.745X0.51324X7/2
二1.34%。
线路能满足矿井供电。
⑵2#变电所10kV供电线路电压损失：
AU%=Au%PL/2
=0.555X0.51324X20/2
=2.85%。
线路能满足矿井供电。
2）事故情况下
单回10kV供电线路电压损失：
（1）1#变电所10kV供电线路电压损失:
△U%=Au%PL
=0.745>0.51324X7
=2.68%。
线路能满足矿井供电。
⑵2#变电所10kV供电线路电压损失：
AU%=Au%PL
=0.555X0.56408X20
二5.7%。
线路能满足矿井供电。
3、长期允许载流容量校核
LGJ-70和LGJ-120导线长期运行情况下的允许载流量分别为275A、380A，大于通过的最大电流38.5A，满足要求。
4、结论：
1#变电所和2#变电所至本矿工业场地10kV变电所的10kV导线，能够满足矿井用电需求。
三、矿井变电所
1、变电所位置选择
根据矿井开采方案设计，矿井工业场地10kV变电所位置距离主斜井口
大约150m、距离副斜井口大约110m。
2、主要设备选型
10kV高压开关柜选用GG—1A（F）型固定式高压开关柜11台；0.4kV低压开关柜选用GCS低压抽出式开关柜5台。
第四节地面供配电
一、地面高压配电
矿井工业场地10kV变电所共引出5回10kV馈出线，其中井下动力变压器2回、井下局部通风机专用变压器1回，地面动力变压器2回。
二、地面低压配电
变电所设两台动力变压器向工业场地内主要通风机、压风机、瓦斯抽放站、地面生产系统、机修等低压负荷供电，经统计，该片区低压计算负荷如下（有功、无功乘0.9同时系数）：
有功功率：
185.38kW
无功功率：
137.03kVar
功率因素CO®=0.8
视在功率：
230.5kVA
选S11-315/10（10/0.4）变压器两台，变压器同时运行。
当一台检修时，另一台能担负全部负荷用电。
变压器负荷率0.73，保证系数1.37，变电所380V母线采用单母线分段，低压配电柜选用GCS低压配电柜。
第五节井下供配电
一、井下低压配电
1、井下动力：
变电所设两台动力变压器向主斜井皮带机、副斜井绞车、井下中央水泵房、采煤工作面、掘进工作面（不包括局部通风机）等低压负荷供电，经统计，负荷如下（有功、无功乘0.9同时系数）：
有功功率：
276.53kW
无功功率：
246.31kVar
功率因素CO®=0.75
视在功率：
370.32kVA
选KBSG-315/10（10/1.2/0.69）变压器2台，变压器负荷率0.6，保证系数1.6。
2、井下局部通风机：
变电所设1台变压器专向井下局部通风机供电，经统计，负荷如下：
有功功率：
20.9kW
无功功率：
18.6kVar
功率因素CO®=0.75
视在功率：
27.98kVA
选KBSG-50/10（10/0.69）变压器1台，变压器负荷率0.6，保证系数1.8。
供电系统见图1。
一、井下低压电缆选择验算
1、主排水泵线路
供电距离750m总负荷110kW单台有功55kWo
由于干线电缆线路较长，电流大，电压损失是主要矛盾，所以干线电缆截面
按电压损失计算。
下井电缆正常工作时允许电压损失百分数为1%贝
该供电系统允许电压损失为63V。
向主排水泵供电的变压器选用KBS&500/10型变压器Ud=4%向水泵供电的支线电缆初选：
MVV3X35+1X16,100m
支线电缆电压损失为
△LZ=KPeLxX103/（Ue丫Ane）
式中：
=1X55X100X103/（660X45X35X0.9）
=6（V）
Pe-单台水泵功率，kW；
Lx—线路距离，m
丫一电缆芯线的电导率，m/（Q-口市;
Az-初选电缆截面，口市
ne—功率因数，取0.9;
Kf—该段线路所带负荷的需用系数，单电机，取最大值1变压器电压损失按下式计算
△“=△UT%-ue/100
△UT%=B（Urcos©+Usin©）
=2.21%
△UT=2.21X660/100=14.6V
式中B—变压器负荷系数；
UR、u—变压器在额定负荷时变压器中的电阻、电抗压降百分数；
cos©、sin©—变压器负荷中的功率因数及相对应的正弦值，取cos©
=0.84;
Ue—电网额定电压。
干线电缆允许电压损失为
△Ugy=63—4"—△UZ=63—14.6—6=42.4（V）
干线电缆截面为
Agy=Kf刀PeLgxX10/（Ue丫厶Ugynpj）
=0.6X110X750X103/（660X45X42.4X0.9）
2=43.7mm
式中：
加权平均效率取0.9。
为保障供电安全，考虑线路的机械强度，干线电缆初选MVV-3X50+1X16
型煤矿用聚氯乙烯绝缘聚氯乙烯护套电力电缆。
该干线计算电流lj=111/（、3X0.66X0.80）=121.37A
许用载流量144A>121.37A。
考虑满足短路负荷要求，干线电缆选用MVV-3
X70+1X25型煤矿用聚氯乙烯绝缘聚氯乙烯护套电力电缆。
2）副斜井及掘进设备线路
干线供电距离600m总负荷88kW最大一台负荷单台有功22kW
由于干线电缆线路较长，电流大，电压损失是主要矛盾，所以干线电缆截面
按电压损失计算。
下井电缆正常工作时允许电压损失百分数为1%贝
该供电系统允许电压损失为63V。
向副斜井与掘进设备供电的变压器选用
KBS&50/10/0.69型变压器U=4%向局部通风机供电的支线电缆初选：
MV-3X
25+1X16--600m，支线电缆电压损失为
式中：
Pe-单台功率，22kW
Lx—线路距离，600m
丫一电缆芯线的电导率，m/（mm;
Az-初选电缆截面，mm
ne—电机效率，取0.9;
Kf—该段线路所带负荷的需用系数，单电机，取最大值1
变压器电压损失按下式计算
△“=△LT%-Ue/100
△LT%=B（Urcos©+LXsin©）
2
=0.56X（6800.9426800.4359）
1050丫1050
=1.6%
△UT=1.6X660/100=10.6V
式中B—变压器负荷系数；
UR、u—变压器在额定负荷时变压器中的电阻、电抗压降百分数；
cos©、sin©—变压器负荷中的功率因数及相对应的正弦值，取cos©
=0.9;
Ue—电网额定电压。
干线电缆允许电压损失为
△Ugy=63—4Ub—AUZ=63-10.6—21.2=31.2（V）
干线电缆截面为
式中：
加权平均效率取0.9;
干线电缆初选MV-3X25+1X16-600m。
该干线计算电流Ij=88/C，3X0.66X0.8）=96.22A
选用MVVX50+1X16矿用铜芯电缆。
其许用载流量144A>96.22A。
3）1301采面线路
干线供电距离850m设置到采面运输巷，总负荷114.6KW,最大一台负荷单
台有功40kW
由于干线电缆线路较长，电流大，电压损失是主要矛盾，所以干线电缆截面
按电压损失计算。
下井电缆正常工作时允许电压损失百分数为1%则:
16--250m，支线电缆电压损失为
式中：
Pe-单台功率，kW
Lx-线路距离，m
丫一电缆芯线的电导率，m/（mm）;
Az-初选电缆截面，口市
ne—功率因数，取0.9；
Kf—该段线路所带负荷的需用系数，单电机，取最大值1。
由于电源线路长为850m电源线路的阻抗不大，变压器电压损失按下式计算
△UT=AUT%-Ue/100
△LT%=B（Urcos©+Usin©）
|2
=0.81X（25000.84.4225000.5426）
10315V10315
=2.3%
AUT=2.3X660/100=14.9V
式中B—变压器负荷系数；
UR、ux—变压器在额定负荷时变压器中的电阻、电抗压降百分数；
cos©、sin©—变压器负荷中的功率因数及相对应的正弦值，取cos©
=0.84;
Ue—电网额定电压。
干线电缆允许电压损失为
AUgy=63—AUb—AUZ=63—14.9-7.9=40.2（V）
干线电缆截面为
3
kfPeLgy100.6114.685010’2
A===47.8mm
UeUgypj66051.240.20.9
式中：
加权平均效率取0.9;
为保障供电安全，考虑线路的机械强度，干线电缆选MV-3X70+1X25。
该干线计算电流Ij=114.6/（、3X0.66X0.8）=125.3A
许用载流量178A>125.3A
井下低压馈电线上，必须装设检漏保护装置或有选择性的漏电保护装置,
保证自动切断漏电的馈电线路
矿井通风机过流保护的动作电流整定值计算
Idzf（KtxKr.Kzq/Kf.nL）lfh.zd={3x1.2X1十（0.85X4）}X68.仁41.6（A）
其中：
Idz继电器动作电流；A
Ktx——接线系数，取3；
KR——可靠系数，取1.15—1.25;
KZQ自起动系数，考虑外部故障引起母线电压下降，当外部故障消除后母线电压恢复，电动机自起动电流增大；自起动系数的数值应大于1;
KF――电流继电器返回系数，一般取0.85;
nl电流互感器额定变比；
IFH.ZD—-一最大负荷电流A。
通风机电流继电保护起动电流的整定值
Idz=（Ktx.Kr/nL）ld.zd=（-3X1.25-4）X37=20（A）
其中：
Idz——继电器动作电流；A
Ktx——接线系数，取3；
KR——可靠系数，取1.2—1.3；
nl电流互感器额定变比；
ID.ZD被保护区段三相最大短路电流。
通风机低电压闭锁元件的动作电压的整定值
Udzj=UG.zx/KrKf.nY=36十（1.2X1.25X4）=6（V）
其中：
UDz低电压继电器动作电压；V
Ug.zx——系统最低工作电压，取36额定电压
KR——可靠系数，取1.1-1.25
Kf---返回系数，取1.25
ny---电压互感器额定变比。
二、井下供电系统及设备选型
井下电压等级分别为660V、127V。
井下主要设备选型见供电图所示。
三、井下接地保护系统井下供电为中性点不接地的IT系统。
在井底水仓的主、副水仓中各
设1块3mK0.25mX6mm镀锌钢板作为主接地极，在配电点、采煤工作面、运输顺槽、掘进头配电点等处设1块2.4mX0.25mX5mm镀锌钢板作为局部
接地极，接地干线采用30X4镀锌扁钢，所有电气设备的金属外壳均可靠
接地，通过接地干线、电缆接地芯线将各接地极连成完整的接地网，接地网上任一保护点测得的接地电阻不得大于2欧姆，岩石电钻、煤电钻移动
电气设备至接地极之间的电阻值不得大于1欧姆。
四、井下照明系统
井下主排水泵房、主斜井、副斜井、运输顺槽和井底车场设固定照明；
灯具选用DSG20W127V20W;主排水泵房灯距为3m，其余地点为
12m。
在溜煤眼、皮带机头等处设红色指示灯。
固定照明灯具选用DGS－20/127Y127V20W矿用隔爆型荧光灯，
红色指示灯为DGS－13/127B127V13W。
照明变压器选用ZBX－2.5
2.5kVA，660/127V照明综合保护装置，具有短路、过载及漏电保护。
皮带机均按《煤矿安全规程》规定，必须装设防滑、堆煤保护、防跑偏、温度保护、烟雾保护、自动洒水、张紧力下降保护、防撕裂保护等皮带机综合保护装置。
矿井负荷统计表表1
设备容量
顺序
负荷名称
电压
（kV）
单台设备容量
（kW）
设备数量
需用系
数
COS^
tg①
最大负荷
最大负荷利用时间
（小时）
吨煤耗电
（kWh/t）
工作
全部
工作
全部
有功
（kW）
无功
（kVar）
视在功率
（kVA）
一
井下负荷~
318.9
463.6
（一）
回采工作面~
1
1
煤电钻
0.127
1.2
4.8
7.2
4
6
0.6
0.75
0.89
2.88
2.56
2
乳化液泵
0.66
15
15
15
1
1
0.6
0.75
0.89
9.00
8.01
3
刮板运输机
0.66
22
22
22
1
1
0.6
0.75
0.89
13.20
11.75
4
回柱绞车
0.66
7.5
15
22.5
2
3
0.6
0.75
0.89
9.00
8.01
5
小计
56.8
66.7
8
11
0.75
34.08
30.33
45.62
（二）
运输顺槽
1
调度绞车
0.66
11.4
22.8
34.2
2
3
0.7
0.75
0.89
15.96
14.20
2
小计
11.4
22.8
34.2
2
3
0.75
15.96
14.20
21.37
（三）
掘进工作面
1
煤电钻
0.127
1.2
2.4
3.6
2
3
0.7
0.70
1.02
1.68
1.71
2
局扇
0.66
11
22
16.5
2
4
0.95
0.75
0.89
20.90
18.60
3
探水钻
0.66
4
8
12
2
3
0.4
0.75
0.89
3.20
2.85
4
小水泵
0.66
2.2
4.4
6.6
2
3
0.4
0.75
0.89
1.76
1.57
5
岩石电钻
0.127
2
4
6
2
3
0.3
0.75
0.89
1.20
1.07
6
小计
40.8
44.7
10
16
0.74
28.74
25.80
38.62
（四）
井底车场
2
绞车
0.66
11.4
11.4
11.4
1
1
0.7
0.75
0.89
7.98
7.10
3
小计
11.4
11.4
1
1
0.75
7.98
7.10
10.68
（五）
主斜井、副斜井、
1
皮带运输机
0.66
150
150
150
1
1
0.7
0.75
0.89
105.00
93.45
3
小计
150
150
1
1
0.75
105.00
93.45
140.56
4
井下合计
281.8
307
22
32
191.76
170.88
256.85
二
地面负荷
（一）
固定设备
1
通风机
0.38
110
110
220
1
2
1
0.85
0.62
110.00
68.20
2
压风机房
0.38
75
75
150
1
2
0.7
0.75
0.89
52.50
46.73
3
瓦斯抽放站
0.38
55
55
110
1
2
0.7
0.75
0.89
38.50
34.27
4
小计
240
480
3
6
0.80
201.00
149.19
250.32
（二）
其他
1
坑木加工房
1.1
1.1
2.2
1
2
0.4
0.80
0.75
0.44
0.33
2
机修间
1.5
1.5
3
1
2
0.6
0.80
0.75
0.90
0.68
3
灯房浴室
0.04
0.04
0.04
1
1
0.8
1.00
0.00
0.03
0.00
4
行政办公楼
0.04
0.4
0.4
10
10
0.7
1.00
0.00
0.28
0.00
5
职工公寓
0.04
0.8
0.8
20
20
0.6
1.00
0.00
0.48
0.00
6
场地照明
0.04
0.2
0.2
5
5
0.5
1.00
0.00
0.10
0.00
7
污水处理
5.5
5.5
11
1
2
0.5
0.80
0.75
2.75
2.06
8
小计
9.54
17.64
39
42
0.85
4.98
3.07
5.85
9
地面合计
249.54
497.64
42
48
205.98
152.26
256.15
合计
531.34
804.64
64
80
0.78
397.74
323.14
512.46
全矿总计算负荷
考虑同时系数有功和无功乘0.9
357.97
290.83
461.22
5280
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