煤矿供电设计参考Word下载.docx

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10kV 1#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）IjP（Ucos）513.24（1.732100.77）38.5A导线经济截面：SIjJ38.50.942.8mm2

2、（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#变电所10kV供电线路电压损失：UuPL20.7450.51324721.34。线路能满足矿井供电。2#变电所10kV供电线路电压损失：0.5552022.85。2）事故情况下单回10kV供

3、电线路电压损失：UuPL72.68。0.56408205.7。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GG1A（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

4、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）：185.38 kW137.03 kVar功率因素COS0.8230.5 kVA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

5、。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）：276.53 kW246.31 kVar功率因素COS0.75370.32 kVA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：20.9 kW18.6 kVar27.98 kVA选KBSG-50/10（10/0.69）变压器1台，变压器负荷率0.

6、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KBSG500/10型变压器Ud4%。向水泵供电的支线电缆初选：MVV 335116，100m，支线电缆电压损失为UZKfPeLx103（UeAze）155100103（66045350.9）6（V）式中：Pe-单台水泵功率，kw；Lx线路距离，m；电缆芯线的电导率，m/（mm2）

7、；Az-初选电缆截面，mm2；e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 UTUT%Ue100 UT%（URcosUxsin）0.81（）2.21% UT2.2166010014.6V式中 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cos0.84； Ue电网额定电压。 干线电缆允许电压损失为Ugy63UTUZ6314.6642.4（V）干线电缆截面为AgyKfPeLgx103（UeUgypj）0.611075042.443.7mm2加权平均效

8、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-350116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Ij111/（0.660.80）121.37A许用载流量144A121.37A。考虑满足短路负荷要求，干线电缆选用MVV-370125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KBSG50/10/0.69型变压器Ud=4%。向局部通风机供电的支线电缆初选：MV-325116-600m，支线电缆电压损失为UZ21.2（V）Pe-单台功率，

9、22kW；Lx线路距离，600m；e电机效率，取0.9；0.561.6% UT1.666010010.6V cos、sin变压器负荷中的功率因数及相对应的正弦值，取cos0.9；Ugy63UbUZ6310.621.231.2（V）Agy10.2mm2加权平均效率取0.9；干线电缆初选MV-316-600m。该干线计算电流Ij88/（0.8）96.22A选用MVV350+116矿用铜芯电缆。其许用载流量144A96.22A。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KBSG315/10/0.69型变压

10、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% UT2.366010014.9VUgy63UbUZ6314.9-7.940.2（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-325。该干线计算电流Ij114.6/（0.8）125.3A许用载流量178A125.3A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.KZ

11、Q/KF.nL）IFH.ZD=1.21（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1.151.25； 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=（1.254）37=20（A） KR可靠系数，取1.21.3； 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

12、作电压的整定值 UDZ.J=UG.ZX/KR.KF.nY=36（1.21.254）=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3m0.25m6mm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2.4m5mm镀锌钢板作为局部接地极，接地干线采用304镀锌扁钢，

13、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DSG20W 127V 20W；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DGS20/127Y 127V 20W矿用隔爆型荧光灯，红色指示灯为DGS13/127B 127V 13W。照明变压器选用ZBX2.5 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。