煤矿供电设计参考.doc

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1、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：666.96k

2、VA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11和2#变电所。

3、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1

4、0kV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）

5、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：11ΔU％＝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

6、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

7、、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）：11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

8、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