煤矿供电设计参考Word下载.docx
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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）
Ij＝P／（
UcosΦ）＝513.24／（1.732×
10×
0.77）＝38.5A
导线经济截面：
S＝Ij／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：
⑴1#变电所10kV供电线路电压损失：
ΔU％＝Δu％PL／2
＝0.745×
0.51324×
7／2
＝1.34％。
线路能满足矿井供电。
⑵2#变电所10kV供电线路电压损失：
＝0.555×
20／2
＝2.85％。
2）事故情况下
单回10kV供电线路电压损失：
ΔU％＝Δu％PL
7
＝2.68％。
0.56408×
20
＝5.7％。
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）：
185.38kW
137.03kVar
功率因素COSΦ＝0.8
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）：
276.53kW
246.31kVar
功率因素COSΦ＝0.75
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：
20.9kW
18.6kVar
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55kW。
。
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：
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KBSG－500/10型变压器Ud＝4%。
向水泵供电的支线电缆初选：
MVV3×
35＋1×
16，100m，支线电缆电压损失为
ΔUZ＝KfPeLx×
103／（UeγAzηe）
＝1×
55×
100×
103／（660×
45×
35×
0.9）
＝6（V）
式中：
Pe-单台水泵功率，kw；
Lx－线路距离，m；
γ－电缆芯线的电导率，m/（Ω·
mm2）；
Az-初选电缆截面，mm2；
ηe－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
ΔUT＝ΔUT%·
Ue／100
ΔUT%＝β（URcosφ＋Uxsinφ）
＝0.81×
（
）
＝2.21%
ΔUT＝2.21×
660／100＝14.6V
式中β—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；
cosφ、sinφ—变压器负荷中的功率因数及相对应的正弦值，取cosφ＝0.84；
Ue—电网额定电压。
干线电缆允许电压损失为
ΔUgy＝63－ΔUT－ΔUZ＝63－14.6－6＝42.4（V）
干线电缆截面为
Agy＝Kf∑PeLgx×
103／（UeγΔUgyηpj）
＝0.6×
110×
750×
42.4×
＝43.7mm2
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-3×
50＋1×
16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Ij＝111/（
×
0.66×
0.80）＝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×
70＋1×
25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。
向副斜井与掘进设备供电的变压器选用KBSG－50/10/0.69型变压器Ud=4%。
向局部通风机供电的支线电缆初选：
MV-3×
25＋1×
16--600m，支线电缆电压损失为
ΔUZ＝
＝
＝21.2（V）
Pe-单台功率，22kW；
Lx－线路距离，600m；
ηe－电机效率，取0.9；
＝0.56×
＝1.6%
ΔUT＝1.6×
660／100＝10.6V
cosφ、sinφ—变压器负荷中的功率因数及相对应的正弦值，取cosφ＝0.9；
ΔUgy＝63－ΔUb－ΔUZ＝63－10.6－21.2＝31.2（V）
Agy＝
＝10.2mm2
加权平均效率取0.9；
干线电缆初选MV-3×
16-600m。
该干线计算电流Ij＝88/（
0.8）＝96.22A
选用MVV3×
50+1×
16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。
向采区设备供电的变压器选用KBSG－315/10/0.69型变压器Ud=4%。
向刮板机供电的支线电缆初选：
16--250m，支线电缆电压损失为
＝7.9（V）
Pe-单台功率，kW；
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
＝2.3%
ΔUT＝2.3×
660／100＝14.9V
ΔUgy＝63－ΔUb－ΔUZ＝63－14.9-7.9＝40.2（V）
Agy=
=
=47.8mm2
为保障供电安全，考虑线路的机械强度，干线电缆选MV-3×
25。
该干线计算电流Ij＝114.6/（
0.8）＝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
IDZJ=（KTX.KR.KZQ/KF.nL）IFH.ZD={
1.2×
1÷
（0.85×
4）}×
68.1=41.6（A）
其中：
IDZJ——继电器动作电流；
A
KTX——接线系数，取
；
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——最大负荷电流A。
通风机电流继电保护起动电流的整定值
IDZJ=（KTX.KR/nL）ID.ZD=（
1.25÷
4）×
37=20（A）
KR——可靠系数，取1.2—1.3；
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
UDZ.J=UG.ZX/KR.KF.nY=36÷
（1.2×
1.25×
4）=6（V）
UDZJ——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3m×
0.25m×
6mm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2.4m×
5mm镀锌钢板作为局部接地极，接地干线采用30×
4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－2.52.5kVA，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。
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