某采区供电设计说明书.docx
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某采区供电设计说明书
第一章采区原始资料3
1.1采区巷道布置及开采方法3
1.2运输及通风方式3
1.3电源及负荷情况3
第二章采区供电系统设计及高压电缆效验4
2.1采区供电系统设计4
2.2高压电缆效验6
第三章综采工作面供电设计7
3.1计算说明7
3.2供电系统图27
第四章采区供电系统其它要求27
4.1采区接地系统要求27
4.2采区电缆吊挂标准29
第一章采区原始资料
1.1采区巷道布置及开采方法
该采区一面回采，另一面准备，采煤机采用机载式交流变频调速装置的MG650/1620-QWD型无链电牵引采煤机。
掘进工作面前期2煤7岩，2煤选用总功率321kW的综掘机，7岩中3个是某采区开拓大巷，4个是瓦斯底抽巷，其中某采区开拓大巷选用2综掘1炮掘，综掘均选用（318+200+4×11）kW的综掘机；掘进工作面后期4煤4岩，4煤选用总功率321kW的综掘机。
因后期采区内部需建立2#变电所，所以此1#变电所设计以掘进工作面前期负荷为计算依据。
1.2运输及通风方式
工作面落煤由刮板运输机，经破碎机、转载机、可伸缩带式输送机通过机巷（或机巷底抽巷）煤眼落到采区运输大巷带式输送机上，再由东翼皮带大巷主运皮带、33采区运输大巷主运皮带、东翼主运皮带将煤运送至主井煤仓。
掘进落煤和矸石均由可伸缩带式皮带机通过巷道煤眼落到采区运输大巷带式输送机上，然后方式同上运至主井煤仓。
工作面所需材料和设备的运输，采区大巷内采用矿车、进入工作面采用单轨吊运输。
采区通风系统的新鲜风流由副井井底车场，经东翼轨道石门、33轨道大巷、东翼轨道大巷、某轨道大巷进入工作面，污浊风流经某回风大巷、东翼回风大巷、33回风大巷、东翼总回风巷至中央风井。
1.3电源及负荷情况
井下中央变电所至某采区1#变电所距离为3260m，某采区1#变电所至某采区2#变电所距离为1300m，配电电压为6kV，中央变电所母线短路容量最大为76.9MVA，最小为75.2MVA。
按采区最大负荷计算，应在某采区回采和某采区开拓期间。
现将各负荷基本参数统计如下表：
电机名称
额定功率（kW）
额定电压（V）
额定电流（A）
台数（在用）
综掘机电机
321
1140
201.7
2
综掘机电机
562
1140
365.3
2
带式输送机电机
55
1140
35
28
刮板机电机电机
55
1140
35
4
采煤机电机
1620
3300
373
1
转载机电机
315
3300
73
1
运输机电机
1400
3300
304
1
破碎机电机
200
3300
46
1
乳化液泵电机
250
3300
53
1
乳化液泵电机
125
1140
80
1
皮带机电机
125
1140
80
6
绞车电机
18.5
1140
12
2
张紧绞车电机
4
1140
2.6
17
采区主运皮带电机
132
6000
16.1
2
东翼主运皮带电机
185
6000
22.6
1
抽排瓦斯泵电机
160
1140
112
1
扒矸机电机
45
1140
29.2
1
扒矸机电机
30
1140
16
4
局扇电机
30
1140
16
18（主）
其它
395
合计总功率
10000
由以上表可知某采区1#变电所负担最大负荷量约为10000kW。
第二章采区供电系统设计及高压电缆效验
2.1采区供电系统设计
1#采区变电所供电设计图及设备布置图见附图。
变电所电源采用双回路进线（不同母线段），两回路同时工作，高压联络开关断开。
某采区采掘均采用移动变电站，采区大巷开拓期间，2#变电所未形成之前，采区1面2煤7岩3主运皮带1瓦斯泵站均由1#变电所供电。
某采区2条主运皮带和东翼运输大巷主运皮带主电机和保护用电均有1#变电所同一母线段的高低压电源提供，并与1#变电所中提供综采用电源在同一母线段上（相对于中央变电所）。
综采工作面由右向左回采，前期，煤直接经机巷皮带运至机巷煤眼下落到采区主运皮带，高压配电点设在机巷车场，电缆直接在机巷敷设至切眼；后期，在跨越主运大巷前，提前在左翼工作面的底抽巷切眼建立高压配电点，电缆由变电所敷设至高压配电点，然后经机巷联络巷至机巷内（主运大巷上），待回采至跨越段时，综采工作面停产，工作面将原线路甩掉，按新供电系统搭伙。
左翼综掘头高压配电点设在底抽巷切眼，掘进煤矸经底抽巷皮带运至底抽巷小眼下落至主运皮带。
避难硐室电源均采用双回路进线（不同母线段），分别由1#变电所动力变压器低压开关直接供电。
某采区三专系统设计四套三专变压器，煤巷掘进局扇均采用“双三专”，岩巷掘进局扇采用“单三专”，主局由专用三专系统供电，备局电源取自动力变压器。
某采区瓦斯泵站供电设计方案为：
瓦斯泵电机额定电压等级为高压6kV，1#采区变电所中5#、6#高爆开关分别出一趟高压线路至瓦斯泵站内2台高磁开关，2台高磁开关之间设1台高压联络开关，再由5-3#、6-5#馈电开关给瓦斯泵站内低压系统提供电源。
某采区变电所远程监控系统设计方案。
安装监控线缆时，高爆开关共有23台，每台均单独从高压传输分站里一个接口引线，将其中一台接口（16个）引完后，从另一台高压传输分站里引7个；低压开关中只对馈电开关进行监控，每四台开关为一组，其中一台从低压传输分站里一个接口引线，剩下三台与第一台串联起来，共有32台开关需要监控，故需要从低压传输分站里9个接口引线，具体见设计图。
采区综采工作面供电线路瓦斯电闭锁开关设在1#采区变电所2台专用综采高压开关上，掘进巷道供电线路风电、瓦斯电闭锁开关均设在移动变压站高压侧（接线由低压侧接入，高压侧断电），瓦斯泵站瓦斯电闭锁开关设在1#变电所（5#、6#高压馈电开关和5-3#、6-5#低压馈电开关）。
2.2高压电缆效验
由某采区1#变电所设计图可知，
A、初选高压进线电缆并对其校验：
（1）按设计规定初选高压进线电缆为：
MYJV22-6/6kV3×185铠装电缆
（2）按长时允许负荷电流校验电缆截面:
某采区ΣP总1=10000kW
因33采区和某采区工作面不同时生产，中央变电所至33采区变电所线路中MYJV226/6kV3×185型铠装聚氯乙烯护套矿用电力电缆担负最大负荷为1个综采工作面负荷（4550kW）、33采区非工作面掘进负荷（2200kW）、某采区非工作面掘进负荷（4750kW）、2台瓦斯泵（320kW）、4条采区主运皮带（850kW）。
Iy=ΣP总×K×K同/（Uecosφwm）
Iy=（4550×0.35+2200×0.3+4750×0.3+320×0.6+850×0.6）×0.8/（
×6×0.8）=421A
故选择MYJV226/6kV3×185型铠装聚氯乙烯护套矿用电力电缆。
其主截面为185mm2，Ifh=445A＞Iy=421A满足需要
（3）按经济电流密度校验高压电缆截面：
A=IN/n/J--《煤矿电工手册》第二分册10-3-7
A-电缆截面，mm2；
IN-正常负荷时，井下总的持续工作电流，A；
n-不考虑下井电缆损坏时，同时工作电缆的根数；
J-经济电流密度（A/mm2），见《煤矿电工手册》第二分册表10-3-2。
下井主电缆的年运行小时，一般取3000～5000h。
J=2.25A/mm2
A=421/2.25/2=93.6mm2＜185mm2满足需要
（4）、按热稳定校验电缆截面：
井下中央变电所至某采区1#变电所距离为3260m，某采区1#变电所至某采区2#变电所距离为1300m，配电电压为6kV，中央变电所母线短路容量最大为76.9MVA，最小为75.2MVA。
经计算某采区1#变电所6kV母线上的短路容量最大为49.25MVA，最小为48.62MVA，其最大三相稳态短路电流为：
I∞（3）=SD/（
×6）=49.25/（
×6）=4.74kA
按下式求得33采区变电所到某采区1#变电所高压电缆的截面为：
I∞（3）
/C=4740×0.5/93.4=25.4mm2
式中tj——短路电流的假想时间，即热等效时间、考虑井下的高压过电流保护为连续动作，取假想时间为tj=0.25s;
C——电缆的热稳定系数，铜芯橡套电缆C=93.4
所需最小截面
=25.4mm2＜Ae=185mm2满足需要。
故所选高压电缆均能满足供电热稳定要求。
第三章综采工作面供电设计
3.1计算说明
一、概述
此综采工作面以某采区线路最长、负荷最大的某12工作面做供电设计，如本设计合格，则本采区其它工作面均采用此供电设计回采。
二、供电系统的选择确定
工作面采用移动变电站方式供电。
由某采区2#变电所提供两路6kV电源，其中第一路高压线路供到一台2000kVA移动变电站（供工作面3300V采煤机）和一台1000kVA移动变电站（供破碎机、转载机和乳化液泵）；另一路高压线路供到一台1000kVA移动变电站（供六部皮带机、机风巷绞车系统）和一台2000kVA移动变电站（供工作面3300V运输机等）。
两台2000kVA移动变压站、两台1000kVA移动变压站放置在某12底抽巷切眼靠机抽巷侧，另三台组合开关均放置在机巷开关车上。
采用电压等级为3300kV和1140kV两种。
瓦斯电闭锁断电开关为某采区2#变电所两台高压隔爆型馈电开关。
三、负荷统计
见第一章采区最大负荷量统计表。
四、变压器的选择：
根据供电系统拟定原则，选择四台移动变电站，其容量分别决定如下：
1、1#移动变电站向1620kW采煤机组供电，供电电压为3300V，共计负荷1620kW（截割电机2×650kW，破碎机电机100kW，泵电机40kW，牵引电机2×90kW），其采用顺序启动方式，按下顺序启动按钮1-3s，泵电机、左截割电机、右截割电机将在启动预警后依次以一定的时间间隔启动投入运行。
Kx=0.4+0.6（Pmax/ΣPe）=0.4+0.6（1300/1620）=0.881
加权平均功率因数取cosφwm=0.8
Sb=ΣPeKx/cosφwm=1620×0.881/0.8=1784kVA
故1#移动变电站选用KBSGZY-2000/6/3.45干式变压器
S1e=2000kVA＞S1b=1784kVA满足工作需要
2、2#移动变电站向6部2×125kW皮带机、1部1×75kW皮带机、2部18.5kW绞车，供电电压为1140V，共计负荷1612kW。
K=0.4+0.6（Pmax/ΣPe）=0.4+0.6（250/1612）=0.493
Sb=ΣP总K/cosφ=1612×0.493/0.8=993kVA
故2#移动变电站选用KBSGZY-1000/6/1.2干式变压器
Se=1000kVA＞Sb=993kVA满足工作需要
3、3#移动变电站向2×700kW运输机供电，供电电压为3300V，共计负荷1400kW，运输机采用的是2台矿用隔爆型双速电机YBSD-700/350-4/8，其启动方式为先启动2个350kW低速电机，然后由低速过渡到2个700kW电机全速运行。
K取1
加权平均功率因数取cosφwm=0.8
Sb=ΣP总K/cosφ=1400×1/0.8=1750kVA
故3#移动变电站选用KBSGZY-2000/6/3.45干式变压器
S3e=2000kVA＞S3b=1750kVA满足工作需要
4、4#移动变电站向功率为1×250kW乳化液泵、200kW破碎机和315kW转载机供电，供电电压为3300V,共计负荷765kW。
Kx=0.4+0.6（Pmax/ΣPe）=0.4+0.6（315/765）=0.65
Sb=ΣPeKx/cosφ=765×0.65/0.8=622kVA
选用移动变电站选用KBSGZY-1000/6/3.45干式变压器
Se=1000kVA＞Sb=622kVA满足工作需要
四、高压电缆选择与校验
1、高压1#回路
A、初选高压1#进线及移变间电缆并对其校验：
（1）按设计规定初选高压电缆为：
MYJV22-6/6kV3×95铠装电缆和MYPTJ-3.6/6kV3×95+3×35/3+3×4mm2橡套电缆
（2）按长时允许负荷电流校验电缆截面:
ΣP总=1620+765=2385kW
Iy=ΣP总×K/（Uecosφwm）
K=0.4+0.6（Pmax/ΣP1e）=0.4+0.6（1300/2385）=0.73
加权平均功率因数cosφwm=0.8
Iy=2385×0.73/（
×6×0.8）=209.4A
故选择MYJV226/6kV3×95型铠装聚氯乙烯护套矿用电力电缆。
其主截面为95mm2，Ifh=265A＞Iy=209.4A满足需要
故选择MYPTJ-3.6/6kV3×95+3×35/3+3×4mm2橡套电缆。
其主截面为95mm2，Ifh=224A＞Ig=209.4A满足需要
（3）按经济电流密度校验高压电缆截面：
A=IN/n/J--《煤矿电工手册》第二分册10-3-7
A-电缆截面，mm2；
IN-正常负荷时，井下总的持续工作电流，A；
n-不考虑下井电缆损坏时，同时工作电缆的根数；
J-经济电流密度（A/mm2），见《煤矿电工手册》第二分册表10-3-2。
下井主电缆的年运行小时，一般取3000～5000h。
J=2.25A/mm2
A=209.4/2.25/1=93.1mm2＜95mm2满足需要
2、高压2#回路
A、初选高压2#进线及移变间电缆并对其校验：
（1）按设计规定初选高压电缆为：
MYJV22-6/6kV3×95铠装电缆和MYPTJ-3.6/6kV3×95+3×35/3+3×4mm2橡套电缆
（2）按长时允许负荷电流校验电缆截面:
ΣP总=1612+1400=3012kW
Iy=ΣP总×K/（Uecosφwm）
K=0.4+0.6（Pmax/ΣP总）=0.4+0.6（700/3012）=0.54
加权平均功率因数cosφwm=0.8
Iy1=3012×0.54/（
×6×0.8）=195.6A
故选择MYJV226/6kV3×95型铠装聚氯乙烯护套矿用电力电缆。
其主截面为95mm2，Ifh=265A＞Iy=195.6A满足需要
故选择MYPTJ-3.6/6kV3×95+3×35/3+3×4mm2橡套电缆。
其主截面为95mm2，Ifh=224A＞Ig=195.6A满足需要
（3）按经济电流密度校验高压电缆截面：
A=IN/n/J--《煤矿电工手册》第二分册10-3-7
A-电缆截面，mm2；
IN-正常负荷时，井下总的持续工作电流，A；
n-不考虑下井电缆损坏时，同时工作电缆的根数；
J-经济电流密度（A/mm2），见《煤矿电工手册》第二分册表10-3-2。
下井主电缆的年运行小时，一般取3000～5000h。
J=2.25A/mm2
A=195.6/2.25/1=86.9mm2＜95mm2满足需要
3、按热稳定校验电缆截面：
某12工作面高压配电点6kV母线上的最小运行方式下短路容量经过计算为26.99MVA，其最大三相稳态短路电流为：
I∞（3）=SD/（
×6）=26.99/（
×6）=2.6kA
按下式求得变电所到综采工作面移动变电站间高压电缆的截面为：
I∞（3）
/C=2600×0.5/93.4=13.9mm2
式中tj——短路电流的假想时间，即热等效时间、考虑井下的高压过电流保护为连续动作，取假想时间为tj=0.25s;
C——电缆的热稳定系数，铜芯橡套电缆C=93.4
所需最小截面
=25mm2＜Ae=95mm2满足需要。
故所选高压电缆均能满足供电热稳定要求。
六、移动变电站负荷侧电缆选择与计算
选择原则：
根据电压等级和长时允许工作电流机械强度选择电缆截面。
1、控制采煤机的2000kVA移变（1#）馈出主干线选择：
采煤机总装机容量1620kW，平均数功率因数cosφwm取0.8
需用系数K=0.4+0.6（Pmax/ΣP1e）=0.4+0.6（1300/1620）=0.88
I=K∑PN/（
UNcosφwm）=0.88×1620/
/3.3/0.8=312A
1#移变低压侧至控制采煤机干线选用一根MCPTJB-1.9/3.3kV3×150+3×50/3+3×2.5mm2²电缆供电；
Ifh=313A＞Ie=312A满足供电要求。
采煤机负荷支线选用一根MCPTJB-1.9/3.3-3×150+1×70+4×6电缆；
Ifh=313A＞Ie=312A满足供电要求。
2、控制工作面运输机的2000kVA移变（3#）馈出主干线选择：
Ie=1400/
×3.3×0.8=306A
Iy＝313A＞Iɡ＝304A 满足要求
2000kVA移变（3#）馈出主干线选用MCPTJB-1.9/3.3kV3×150+3×50/3+3×2.5mm2电缆供电
运输机负荷支线选用四根MYPTJ-1.9/3.3-3×50+3×25/3+3×2.5电缆；
Iy=159A＞Ie=152A满足供电要求。
3、控制皮带机和机巷绞车系统的1000kVA移变（2#）馈出主干线选择：
需用系数K=0.4+0.6（Pmax/ΣP1e）=0.4+0.6（250/1612）=0.49
I=K∑PN/（
UNcosφwm）=0.49×1612/
/3.3/0.8=172.7A
电源线选用一根MYP-0.66/1.4-3×150+1×70电缆，
Iy=350A＞Ie=172.7A
皮带机负荷支线选用两根MYP3×35的电缆供电。
Iy=2×138A=276A＞Ie=2×80=160A
4、控制转载机和破碎机的1000kVA移变（4#）馈出主干线选择：
（1）∑PN=515kW平均数功率因数cosφwm取0.8
K取1
Iy=K∑PN/
UNcosφwm=1×515/
/3.3/0.8=113A
控转载机和破碎机的1000kVA移变（4#）馈出主干线选用一根MCPTJB-1.9/3.3kV3×50+3×25/3+3×2.5mm2电缆供电。
Ifh=159A＞Iy=113A
200kW的破碎机的负荷线选用MCPTJB-1.9/3.3kV3×50+3×25/3+3×2.5mm2的电缆
Ifh=159A＞Iy=46A
315kW的转载机的负荷线选用MCPTJB-1.9/3.3kV3×50+3×25/3+3×2.5mm2的电缆
Ifh=159A＞Iy=73A
5、控乳化液泵的1000kVA移变（4#）馈出主干线选择
（1）∑PN=500kW乳化液泵平时一台工作，一台备用。
控乳化液泵的1000kVA移变（4#）馈出主干线选用一根
MCPTJB-1.9/3.3kV3×50+3×25/3+3×2.5mm2电缆供电。
Ifh=159A＞Iy=53A
250kW的乳化液泵的负荷线选用MCPTJB-1.9/3.3kV3×50+3×25/3+3×2.5mm2的电缆Ifh=112A＞Iy=53A
七、按允许电压损失校验或复选电缆截面
1、允许电压损失
根据有关技术资料规定变压器低压侧到电机端子的电压损失，不能大于其允许值为合格∑△U≤△Uy。
Ue（V）
U2n（V）
△Uy（V）
660
690
63
1140
1200
117
3300
3450
330
6000
6600
600
采区低压电网的最大电压损失一般由三部分组成，即电源变压器至最远电动机端子之间总的电压损失为：
∑△U=△Ub+△Ug+△Uz
2、2000kVA移变（3300V）及线路系统电压损失计算
（1）煤机电机端子电压损失
1）2000kVA移变（1#）内部电压损失计算
Sb=1784kVA
β=Sb/Se=1784/2000=0.892
变压器电压百分数ΔＵb％=β（ＵR％×COSф+ＵX％×SINф）
=0.892×（0.475×0.8+4.475×0.6）
=2.73398
ΔＵb＝ΔＵb％×Ｕe/100
＝2.73398×3450/100
＝94.32V
其中：
SINф＝0.6，COSф＝0.8，电阻压降百分数ＵR％=0.475，电抗压降百分数ＵX％=4.475
2）干线电压损失计算
△Ug1＝ΣPe×L×某/（D×S×Ue）＝1620×2300×某/（53×150×3300）
＝142V
用下式计算：
ΔUz＝Pe×L×某/（D×S×Ue）
（注：
由于电抗值较小，计算时只考虑电阻）
式中Pe——负荷额定功率，kW
S——电缆截面，mm2
L——电缆长度，m
D——电缆材料的导电系数，铜取53，铝取32
3）采煤机负荷支线电压损失：
ΔUz＝1620×400×某/（53×150×3300）＝24.7V
4）校核
煤机电机端子电压损失ΔU＝94.32+142＋24.7＝261V＜330V满足要求
（2）运输机尾电机端子电压损失
1）2000kVA移变（3#）内部电压损失计算
Sb=1750kVA
β=Sb/Se=1750/2000=0.875
变压器电压百分数ΔＵb％=β（ＵR％×COSф+ＵX％×SINф）
=0.875×（0.475×0.8+4.475×0.6）
=2.681875
ΔＵb＝ΔＵb％×Ｕe/100
＝2.681875×3450/100
＝92.52V
其中：
SINф＝0.6，COSф＝0.8，电阻压降百分数ＵR％=0.475，电抗压降百分数ＵX％=4.475
2）干线电压损失计算
△Ug1＝ΣPe×L×某/（D×S×Ue）＝1400×2300×某/（53×150×3300）
＝122.7V
用下式计算：
ΔUz＝Pe×L×某/（D×S×Ue）
（注：
由于电抗值较小，计算时只考虑电阻）
式中Pe——负荷额定功率，kW
S——电缆截面，mm2
L——电缆长度，m
D——电缆材料的导电系数，铜取53，铝取32
3）运输机尾
ΔUz＝700×400×某/（53×50×3300）＝32V
4）校核
运输机尾电机端子电压损失ΔU＝92.52+122.7＋32＝247.22＜330V满足要求
3、1000kVA移变内部电压损失计算
（1）3300V供电系统，由供电线路知破碎机压降损失最大
1）4#1000kVA移变（3300V）内部电压损失计算
Sb=622kVA
β=Sb/Se=622/1000=0.622
变压器电压百分数ΔＵb％=β（ＵR％×COSф+ＵX％×SINф）
=0.622×（0.54×0.8+3.963×0.6）
=1.7476956
ΔＵb＝ΔＵb％×Ｕe/100
＝1.7476956×3450/100
＝60.3V
其中：
SINф＝0.6，COSф＝0.8，电阻压降百分数ＵR％=0.54，电抗压降百分数ＵX％=3.963
2）干线电压损失计算
需用系数K=0.4+0.6（Pmax/ΣPe）=0.4+0.6（315/515）=0.767
△Ug1＝KxΣPe×L×某/（D×S×Ue）
＝0.767×515×2300×某/（53×5
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