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

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1#变电所10kV直接引入，LGJ-70型导线，距离矿区7公里；另一回路电源由2#变电所10kV直接引入，LGJ-120型导线，距离矿区20公里。

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台；设备总容量1079.64kW，设备工作容量696.34kW，计算负荷为：

有功功率：

513.24kW

无功功率：

425.94kVar

自然功率因数COSΦ＝0.77

视在功率：

666.96kVA

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：

461.92kW

无功功率：

383.35kVar

功率因数COSΦ＝0.77

视在功率：

600.27kVA

矿井年耗电量约243.89万kW·h，吨煤电耗约16.26kW·h/t。

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）

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：

ΔU％＝Δu％PL／2

＝0.555×0.51324×20／2

＝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：

⑴1#变电所10kV供电线路电压损失：

ΔU％＝Δu％PL

＝0.745×0.51324×7

＝2.68％。

线路能满足矿井供电。

⑵2#变电所10kV供电线路电压损失：

ΔU％＝Δu％PL

＝0.555×0.56408×20

＝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COSΦ＝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COSΦ＝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COSΦ＝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）

＝0.6×110×750×103／（660×45×42.4×0.9）

＝43.7mm2

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-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。

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）

式中：

Pe-单台功率，22kW；

　　　Lx－线路距离，600m；

　　　γ－电缆芯线的电导率，m/（Ω·mm2）；

　　　Az-初选电缆截面，mm2；

　　　ηe－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

　ΔUT＝ΔUT%·Ue／100

ΔUT%＝β（URcosφ＋Uxsinφ）

＝0.56×（

）

＝1.6%

ΔUT＝1.6×660／100＝10.6V

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＝0.9；

Ue—电网额定电压。

干线电缆允许电压损失为

　　　　　ΔUgy＝63－ΔUb－ΔUZ＝63－10.6－21.2＝31.2（V）

干线电缆截面为

Agy＝

＝

＝10.2mm2

式中：

加权平均效率取0.9；

干线电缆初选MV-3×25＋1×16-600m。

该干线计算电流Ij＝88/（

×0.66×0.8）＝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。

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：

MV-3×50＋1×16--250m，支线电缆电压损失为

ΔUZ＝

＝

＝7.9（V）

式中：

Pe-单台功率，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。

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

　ΔUT＝ΔUT%·Ue／100

ΔUT%＝β（URcosφ＋Uxsinφ）

＝0.81×（

）

＝2.3%

ΔUT＝2.3×660／100＝14.9V

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－ΔUb－ΔUZ＝63－14.9-7.9＝40.2（V）

干线电缆截面为

Agy=

=

=47.8mm2

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-3×70＋1×25。

该干线计算电流Ij＝114.6/（

×0.66×0.8）＝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）

其中：

IDZJ——继电器动作电流；A

KTX——接线系数，取

；

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

UDZ.J=UG.ZX/KR.KF.nY=36÷（1.2×1.25×4）=6（V）

其中：

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×0.25m×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。