三水平303采區供電係統設計
軟件名稱: | 三水平303采區供電係統設計 | |
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整理時間: | 2014-01-07 | |
軟件簡介: | 江西煤業集團有限公司萍鄉分公司楊橋煤礦 三水平303采區供電係統設計 單位 科長 設計 機電副總 審校 日期 目 錄 第一章 采區變電所供電設計原始資料………………1 第二章 采區變電所位置確定及采區內設備情況……1 第三章 采區負荷計算及變壓器容量、台數確定……2 第四章 采區供電係統確定……………………………3 第五章 采區低壓網路的計算…………………………3 第六章 采區高壓網路的計算…………………………6 第七章 采區變電所及采區高低壓開關的選擇………7 低壓電網短路電流計算及保護裝置的整定…8 高壓配電裝置的整定…………………………9 變電所硐室設計………………………………11 附 圖: 采區設備布置圖、采區供電係統圖、變電所硐室外形及設備布置圖……………………………12 第二章、采區變電所供電設計原始資料 第一節、303采區基本概況 1、 303采區位於禮堂井田15線與17線之間,該采區北以地F3-a逆斷層及D倒轉背斜為界,東以2209采區9116溜子道及4306采區的-330煤層底板等高線為界,南以F29推覆逆斷層為界,西以-370、380(F3-B逆斷層下盤)煤層底板等高線為界,采區平均走向長度440米,平均傾向寬度450米,斜麵積為158600平方米,地質儲量490500噸,可采儲量416900噸,該采區在設計中劃分為6個工作麵進行開采。本區內煤層覆存條件有傾斜和緩傾斜兩種煤層。 2、采煤方法采用走向長壁式方法,工作麵一次采全高,全部垮落式管理頂板,落煤方式采用鑽眼爆破和手鎬落煤相結合的落煤方式,一個工作麵生產,同時準備另一個工作麵。設備布置如圖1-1。 第二節、采區運輸、通風、供電係統概況 1、運煤方式采用自溜和刮板輸送機及皮帶運輸。 2、主要運輸設備:工作麵采用JDSB-17型刮板輸送機,溜子道采用JDSB-17和JDSB-30型刮板輸送機,運料絞車采用JD11.4型調度絞車。 3、電壓等級及主要電氣設備 井下中央變電所的配線電壓等級為6KV,采區用電設備電壓為660V,煤電鑽及照明電壓為127V,表1-1為采區機械設備配備表,表1-2為采區電氣設備技術特征表。 4、采區通風係統 新鮮風→三水平南大巷→303采區→9301皮帶道→2209副巷→西風井。 5、煤的運輸係統 工作麵落煤經17型溜子→溜子道17型及30型溜子→303采區煤倉,再由架線電機車運輸→三水平主井底→2米絞車串車提升運輸至二水平大巷→二水平大巷由架線電機車運輸至二水平暗主井底→由2米絞車運至一水平主井底→由箕鬥運至地麵煤倉。 第二章、采區變電所位置的確定及采區內設備情況 依照采區變電所的位置確定原則,經分析比較確定:位於303采區中心位置,在三水平南大巷與1110見煤上山聯絡平巷中間設置,如圖1-1所示,向整個303采區用電設備供電。 表1-1 采區機械設備配備表 序號 名稱 型號 單位 使用數量 備用數量 合計 回采 掘進 回采 掘進 1 刮板輸送機 JDSB-17 台 4 2 0 0 6 2 刮板輸送機 JDSB-30 台 1 0 0 1 3 乳化泵 台 1 1 2 5 調度絞車 JD11.4 台 2 0 2 6 煤電鑽 ME-12 台 1 2 0 0 3 7 噴漿機 XZ-7 台 0 1 0 0 1 8 風機 JBT42-2 台 1 1 2 9 風機 JBT52-2 台 1 1 10 扒碴機 ZYP-17 台 0 1 0 0 1 表1-2采區電氣設備技術特征表 設備名稱 型 號 容 量 (KW) 電 壓 (V) 額定電流 (A ) 額定起動 電流(A) 刮板輸送機電機 YB200L-4 17KW 660V 19.55 111.4 刮板輸送機電機 30KW 660V 33.2 232.1 乳化泵電機 YBK2-200L2-2 37KW 660V 40.4 282 調度絞車電機 11.4KW 660V 13.7 96 煤電鑽 1.2KW 127V 9 54 噴漿機電機 4KW 660V 5.4 35.1 扒碴機電機 17KW 660V 19 133 風機 JBT52-2 4KW 660V 4.6 31.4 風機 JBT51-2 11KW 660V 12.5 87.5 采區負荷計算及變壓器容量、台數確定 根據采區設備布置台數、容量和《煤礦井下供配電設計規範》的相關規定:風機供電必須采用專用變壓器和專用開關和線路。來選擇采區變電所的變壓器容量和台數。 一、采區變電所供回采和掘進用變壓器的容量: 1、緩傾斜采煤工作麵:Sbj=Pej×Kx÷COSPj=195.4×0.5÷0.6=163(KVA) 式中Kx—需用係數 查《煤礦井下供電設計指導》表1-2取0.5 COSPj—該設備組的平均加權功率因數 按表取0.6 Pej—回采及煤巷掘進工作麵所有負荷額定容量之和 Pej=30+17×6+37+11.4×2+1.2×3=195.4(KW) 2、岩巷掘進工作麵:Sbj=Pej×Kx÷COSPj=21×0.4÷0.6=14(KVA) 式中Kx—需用係數 查《煤礦井下供電設計指導》表1-2取0.4 COSPj—該設備組的平均加權功率因數 按表取0.6 Pej—岩巷掘進工作麵所有負荷額定容量之和 Pej=17+4=21(KW) 掘進當頭和回采及煤巷掘進工作麵所需總容量為163+14=177(KVA) 根據計算結果以及考慮以後采區設備增容的因素,選擇一台KS9-315/6KV 容量為315KVA 二、專門向局供電的變壓器容量計算 Sbj=Pej×Kx÷COSPj=(4×2+11)×0.95÷0.85=21.2(KVA) 式中Kx—需用係數 查《煤礦井下供電設計指導》表1-2取0.95 COSPj—該設備組的平均加權功率因數 按表取0.85 根據計算結果選擇一台KS9-50/6KV 容量為50KVA的變壓器作為風專變壓器。 第四章、采區供電係統的確定 采區供電係統的擬定原則: 保證供電可靠,力求減少使用開關、起動器,使用電纜的數量應最少。 原則上一台起動器控製一台設備。 采區變電所動力變壓器多於一台時,應合理安排變壓器負荷,通常一台變壓器負責一個工作麵用電負荷。 變壓器最好不並聯運行。 工作麵配電點到各用電設備應采用輻射式供電,上山及下順槽輸送機宜采用幹線式供電。 配電點起動器在三台以下,一般不設配電點進線自動饋電開關。 工作麵配電點最大容量的電動機應靠近配電點進線以減少起動器間連接電纜的截麵。 供電係統盡量減少回頭供電。 低瓦斯礦井掘進工作麵和回采工作麵的電氣設備應分開供電,局部風機實行風電、瓦斯電閉鎖。風機必須使用專用變壓器、專用開關及專用線路。 根據以上原則擬定303采區變電所供電係統,如附圖4-1所示,采用幹線式供電方式。 第五章、采區低壓網路的計算 第一節、電纜型號確定 根據采區供電電壓、工作條件、敷設地點及電纜型號的確定原則,本采區電纜型號確定如下: 1、向工作麵及煤巷、岩巷掘進工作麵供電的電纜選擇額定電壓為1000V,型號為MY係列的四芯礦用阻燃橡套電纜。 2、向電鑽供電的電纜選用UZF型電鑽阻燃電纜. 第二節、電纜長度確定 用公式:LZ=KL計算電纜實際長度 K— 增長係數 橡膠電纜取1.1 鎧裝電纜取1.05 L:開關以用電設備之間的距離 LZ— 電纜所需實際長度 LZ1=940×1.05=987m LZ2=8×1.05≈8m LZ3=10×1.05≈11m LZ4=10×1.1=11m LZ5=2×1.1≈2m LZ6=2×1.1≈2m LZ7=2×1.1≈2m LZ8=260×1.1=286m LZ9=310×1.1=341m LZ10=15×1.1≈17m LZ11=30×1.1=33m LZ12=2×1.1≈2m LZ13=30×1.1=33m LZ14=15×1.1≈17m LZ15=5×1.1≈6m LZ16=5×1.1≈6m LZ17=5×1.1≈6m LZ18=45×1.1≈50m LZ19=55×1.1≈61m LZ20=5×1.1≈6m LZ21=52×1.1≈57m LZ22=50×1.1=55m LZ23=10×1.1=11m LZ24=50×1.1=55m LZ25=35×1.1≈39m LZ26=55×1.1=61m LZ27=5×1.1≈6m LZ28=2×1.1≈2m LZ29=20×1.1=22m LZ30=40×1.1=44m LZ31=50×1.1=55m LZ32=10×1.1=11m LZ0=10×1.1=11m LZ33=10×1.1=11m 第三節、低壓電纜截麵的計算 采區常移動的橡套電纜支線的截麵選擇一般按機械強度要求的最小截麵選擇取即可,不必進行其它項目的校驗,對於幹線電纜道先必須按長期允許電流進行進算選擇,然後按允許電壓損失校驗電纜截麵(660V允許電壓損失為63V)。 按長時允許負荷電流選擇電纜截麵 1、動力幹線L4、L5、L6、L7截麵積選擇,因為這幾段電纜長度都較短,所以統一按負荷電流最大的L4段標準選擇。 Ig4= Kx ∑PN/√3UNCOSPj =0.5×(17×7+37+11.4×2+30+4+1.2×2)/√3×0.66×0.6 =157(A) 根據以上計算結果選擇L4、L5、L6、L7段電纜截麵積為50㎜2 其額定載流量為173A>157A合格。 2、動力支路一L8、 L9、L10截麵積選擇:Ig8、Ig9、I10=0.4×(4+17)/√3×0.66×0.6=12.2A 根據《煤礦供電設計指導》中規定電動裝岩機電纜的機械強度應滿足16~25㎜2的要求選取L8、 L9、L10截麵積為16㎜2,其額定載流量為85A>12.2A,合格。 3、動力支路二L11、L12截麵積選擇,因兩台乳化泵一台工作,一台備用,所以L11、L12兩段電纜的實際工作電流相同。Ig11、Ig12=37/√3×0.66×0.8=40A 根據計算結果選取L11、L12段電纜截麵積為10㎜2其額定載流量為64A>40A合格 4、動力支路三、各段電纜截麵積選擇 4.1、L13、L14、L0、L15段電纜截麵積選擇按L13段電纜截麵積標準來選擇 Ig13=0.5×(11.4×2+30+17×6+1.2×3)/√3×0.66×0.6=115A 根據計算結果選取L13、L14、 L0、L15段電纜截麵積為35㎜2其額定載流量為138A>115A滿足要求。 4.2、L16段電纜截麵積選擇:Ig16=0.5×(17×4+1.2×2)/√3×0.66×0.6=51A 根據計算結果選取L16段電纜截麵積為16㎜2其額定載流量為85A>51A滿足要求。 4.3、L17、I18、I19、 L20、L21、I22、L23、 L24、L25 、L26、L33按機械強度的最小截麵要求選擇16㎜2電纜,其額定載流量能滿足要求。 5、風專線路各段電纜截麵積選擇 5.1、L27、L28、L29、段電纜所帶負荷相同,其截麵積選擇也相同: Ig27=Ig28= Ig29=0.95×(4×2+11)/√3×0.66×0.85=19A 根據計算結果及考慮機械強度方麵的因素選擇L27、L28、L29、段電纜截麵積為10㎜2其額定載流量為64A>19A滿足要求。 5.2、L30、L31、L32、也同樣選擇10㎜2電纜。 按允許電壓損失校驗所選電纜截麵是否合格。 1、動力線路:因到回采工作麵煤電鑽綜保這條供電支路線路最長,工作電流最大,因而電壓損失最大,計算電壓損失就以該支路來計算。 ∑△U=△UT+△U1+△U2 ∑△U——總電壓損失 V △UT—— 變壓器繞組中的電壓損失 △U1——幹線電纜的電壓損失 △U2——支線電纜的電壓損失 △UT=U2N.β.(URcosφj+UXsinφj)/100 I2N U2N——變壓器二次側的額定電流A和額定電壓V 所選動力變壓器為KS9-315/6KV 該變壓器二次側額定電壓為660V 額定電流為263.4A,實際計算電流為157A β———變壓器的負荷率 β=Ij/I2N=Sj/SN UR、UX———在額定負荷時變壓器中的電阻和電抗百分數 cosφj——變壓器的負荷功率因數取0.7 sinφj——變壓器負荷功率因數的正弦值計算為0.714 β= Ij/I2N=157/263.4=0.6 查《煤礦井下低壓電網短路保護裝置整定細則》表19得變壓器的短路損耗Pds=3.3KW,短路阻抗壓降百分數Ux=3.86 UR=1.05 動力變壓器電壓損失為△UT=660×0.6×(1.05×0.7+3.86×0.714)/100=13.8V 幹線電壓損失△U1= Kx ∑PNLR0/UN.Ύ.S L——電纜長度 R0——電纜單位長度的電阻(Ω/Km)查《煤礦井下低壓電網短路保護裝置整定細則》附錄三 50㎜2電纜R0=0.491 35㎜2電纜R0=0.683 16㎜2電纜R0=1.37 10㎜2電纜R0=2.16 Ύ——電導率,銅芯軟電纜Ύ=42.5m/(Ω.㎜2) △U1-1=0.5×216.4×(5+2)×0.491/0.66×42.5×50=0.27V △U1-2=0.5×195.4×2×0.491/0.66×42.5×50=0.07V △U1-3=0.5×158.4×2×0.491/0.66×42.5×50=0.06V △U1=△U1-1+△U1-2+△U1-3=0.27+0.07+0.06=0.4V 支線電壓損耗△U2=△U2-1+△U2-2+△U2-3+△U2-4+△U2-5+△U2-6+△U2-7 △U2-1=0.5×158.4×(30+15)×0.683/0.66×42.5×35=2.48V △U2-2=0.5×147×10×0.683/0.66×42.5×35=0.51V △U2-3=0.5×(147-30)×5×0.683/0.66×42.5×35=0.2V △U2-4=0.5×(117-17×4-1.2×2)×50×1.37/0.66×42.5×16=3.56V △U2-5=0.5×29.6×35×1.37/0.66×42.5×16=1.58V △U2-6=0.5×18.2×55×1.37/0.66×42.5×16=1.53V △U2-7=0.5×1.2×10×1.37/0.66×42.5×16=0.018V △U2=2.48+0.51+0.2+3.56+1.58+1.53+0.018=9.878 ∑△U=13.8+0.4+9.878=24V<63V 動力線路所選電纜按電壓損失條件校驗合格. 2、按允許電壓損失校驗所選風機專用線電纜電纜截麵是否合格 因到11KW風機這條供電支路,線路最長,工作電流較大,因而電壓損失最大,計算電壓損失就以該支路來計算。 風專變壓器△UT=U2N.β.(URcosφj+UXsinφj)/100 I2N U2N——變壓器二次側的額定電流A和額定電壓V 所選動力變壓器為KS9-50/6KV 該變壓器二次側額定電壓為660V 額定電流為41.8A 二次側實際計算電流為19A β———變壓器的負荷率 β=Ij/I2N=Sj/SN UR、UX———在額定負荷時變壓器中的電阻和電抗百分數 cosφj——變壓器的負荷功率因數取0.7 sinφj——變壓器負荷功率因數的正弦值計算為0.714 β= Ij/I2N=19/41.8=0.45 查《煤礦井下低壓電網短路保護裝置整定細則》表19得變壓器的短路損耗Pds=0.86KW,短路阻抗壓降百分數Ux=3.61 UR=1.72 動力變壓器電壓損失為△UT=660×0.45×(1.72×0.7+3.61×0.714)/100=12.5V 幹線電壓損失△U1= Kx ∑PNLR0/UN.Ύ.S L——電纜長度 R0——電纜單位長度的電阻(Ω/Km)查《煤礦井下低壓電網短路保護裝置整定細則》附錄三 10㎜2電纜R0=2.16 Ύ——電導率,銅芯軟電纜Ύ=42.5m/(Ω.㎜2) △U1-1=0.95×(11+4×2)×(5+2+20)×2.16/0.66×42.5×10=3.75V △U1-2=0.95×(11+4)×(50+10)×2.16/0.66×42.5×10=6.58V ∑△U=△UT+△U1-1+△U1-2=12.5+3.75+6.58=22.8V<63V 風專線路所選電纜按電壓損失條件校驗合格. 第六章、采區高壓網路計算 第一節、電纜型號確定、長度計算 電纜型號確定: 從三平中央變電所至303采區變電所以及變電所高爆開關至變壓器的高壓電纜選用交聯聚氯乙烯絕緣電纜,電纜型號為MYJV22係列 2、電纜長度計算 LZ=KL=940×1.05=987(m) 第二節、電纜截麵確定及校驗計算 1、三水平中央變電所至303采區變電所及采區變電所內高壓電纜截麵選擇 1.1、按經濟電流密度選擇電纜截麵A=Ij/J=20.2÷2=10.1㎜2 Ij—流過電纜的計算電流,A Ij=(157+19)÷8.7=20.2(A) J—經濟電流密度,查煤礦供電設計表2-18 J=2.0A/㎜2 根據計算結果水平中央變電所至303采區變電所及采區變電所內高壓電纜截麵選擇 MYJV22—3×25㎜2電纜987米 2、用長時允許負荷電流來校驗所選擇電纜截麵,KIp≥Ia 1.09×96=105A>20.2A,所選電纜截麵合格。 IP—環境溫度為25℃時電纜的允許載流量,查《煤礦供電設計指導》表2-9 得25㎜2電纜為96A K—環境溫度不同時載流量的校正係數。查《煤礦供電設計指導》表2-7 為1.09 2.1、按電壓損失校驗校驗所選電纜截麵 2.1.1、MYJV22-3×150㎜2電纜的電壓損失:△Ug1=√3I1L/ Ύ.S=√3×300×1300/42.5×150=106V I1—二三水平所有負荷的計算電流I1=2500/√3×6×0.8=300A Ύ—電導率,銅芯硬電纜Ύ=42.5m/(Ω.㎜2) 2.1.2、MYJV32-3×95㎜2電纜的電壓損失:△Ug1=√3I2L/ Ύ.S=78×1260×√3/42.5×95=42V I1—三水平所有負荷的計算電流I2=650/√3×6×0.8=78A 2.1.3、MYJV22-3×25㎜2電纜的電壓損失:△Ug1=√3I1L/ Ύ.S=20.2×987×√3/42.5×25=32V I1—303變電所有負荷的計算電流I3=20.2 A 從地麵變電所到三水平303變電所的總電壓損失∑△U=106+42+32=180V<6000×5%=300V,符合要求。 3、短路電流校驗電纜截麵熱穩定 3.1、係統電抗:Xy=U2p/Sd=6.32/50=0.79Ω Up—線路平均電壓6.3KV Sd—井下變電所最大短路容量取50MVA 查《煤礦井下低壓電網短路保護裝置的整定細則》附錄表2得150㎜2 6kv電纜R1=0.143 Ω/km X1=0.06Ω/km 95㎜2 6kv電纜R2=0.226 Ω/km X2=0.06Ω/km 25㎜2 6kv電纜R3=0.857 Ω/km X4=0.06Ω/km 長度為1300米,型號為MYJV22-3×150㎜2電纜的電阻及電抗:R1=0.143×1.3=0.1859Ω X1=0.06×1.3=0.078Ω 長度為1260米,型號為MYJV32-3×95㎜2電纜的電阻及電抗:R1=0.226×1.26=0.285Ω X1=0.06×1.26=0.076Ω 長度為987米,型號為MYJV22-3×25㎜2電纜的電阻及電抗:R1=0.857×0.987=0.85Ω X1=0.06×0.987=0.059Ω R=0.1859+0.285+0.85=1.3209Ω X=0.078+0.076+0.059=0.213Ω 采區變電所高壓電纜三相短路電流: I(3)d= Up/√3×√R2+( Xy+X)2=6300/√3×√1.32092+(0.213+0.79)2=2202A 電纜最小熱穩定截麵按式Smin≥I(3)d.√tj/C=(2202×√0.25)÷80=13.76㎜2<25㎜2 合格 式中tj—短路假想時間根據《煤礦供電設計指導》取0.25S C—熱穩定係數 查《煤礦供電》表6-20交聯聚氯乙烯電纜為80 第七章、采區變電所及采區高低壓開關的選擇 采區低壓開關的選擇 一、采區變電所及采區低壓饋電開關選定原則 1、采區變電所及采區低壓供電電壓為660V,所選低壓開關電壓等級為660V. 2、開關的額定電流按電氣設備的長期工作電流確定。 3、低壓饋電總開關及分路開關選用KBZ係列礦用低壓隔爆饋電開關 4、控製電動機的開關選用QBZ係列礦用防爆真空電磁起動器。 5、需要正反轉控製的設備,如調度絞車選用QBZ係列真空可逆開關。 6、向煤電鑽供電的開關選用ZBZ係列煤電鑽綜保開關。 二、各台低壓開關具體型號確定 根據以上選擇原則 1、303采區變電所內1#開關為饋電總開關,其長期工作電流為157A,考慮留有一定的裕量,選擇該開關的型號為:KBZ-400/660V 2、1-1#開關為分路開關,控製三水平西大巷岩巷掘進頭,該支路長期工作電流為19A,選擇該開關型號為KBZ—200/660V。 3、1-2#開關為分路開關,控製37KW乳化泵站,其長時工作電流為40A,選擇該開關型號為KBZ—200/660V。 4、1-3#開關為分路開關,控製采三區回采工作麵及煤巷掘進麵所有負荷,其長時工作電流為115A,選擇該開關型號為KBZ—200/660V。 5、2#及2-1#開關為風機專用線開關其常時工作電流為19A,選擇這兩台開關型號為 KBZ—200/660V。 5、采區控製17KW及以下電機的開關選用QBZ-80開關,控製JD11.4絞車的開關選用 QBZ-80N可逆開關。控製30型溜子的開關選用QBZ-120開關。控製煤電鑽的選用ZBZ-2.5開關。 第二節、采區變電所高壓開關的選擇 采區變電所高壓開關主要有用於控製動力及風專變壓器,高壓線路的額定電壓為6KV,303變電所動力變壓器選擇的是KS9 315/6 其一次側額定電流為30.3A ,風專變壓器選擇的是 KS9 50/6 其一次側額定電流為4.81A,根據變壓器的一次側額定電流選擇控製動力和風專的兩台高壓開關為BPG-6(50A)型高壓真空隔爆開關,其額定容量為50A 低壓電網短路電流計算及保護裝置的整定 一、變電所各台饋電開關短路電流計算 1、短路電流計算,如附圖2(供電係統圖)所示1#開關關短路點在d1處 I(2)d= Ue/2×√(∑R)2+( ∑X)2 2、高壓係統電阻及電抗計算 係統短路容量按50MVA計算,查《煤礦井下低壓電網短路保護裝置的整定細則》附錄二表1得係統電抗XX=0.0095 查附錄三表5得50㎜2低壓橡套電纜R0=0.448Ω/ km X0=0.081Ω/km 16㎜2低壓橡套電纜R0=1.37Ω/ km X0=0.09Ω/km 35㎜2低壓橡套電纜R0=0.616Ω/ km X0=0.084Ω/km 10㎜2低壓橡套電纜R0=2.16Ω/ km X0=0.092Ω/km 通過第六章采區高壓網路計算知道整個下井所有高壓電纜的Rg=1.3209Ω Xg=0.213Ω KS9 315/6動力變壓器電阻、電抗: Rb1=0.0158Ω Xb1=0.0586Ω ∑R=Rg/K2b+ Rb1=1.3209/8.72+0.0158=0.033Ω ∑X=XX+ Xg/ K2b+ Xb1=0.0095+0.213/8.72+0.0586=0.0709Ω 3、低壓線路電阻、電抗值計算 從動力變壓器二次側至短路點d1處50㎜2電纜長度合計為17m,則R1=0.448×0.017=0.0076Ω X1=0.081×0.017=0.0014Ω 高、低壓係統電阻、電抗值合計∑R=0.033+0.0076=0.0406Ω ∑X=0.0709+0.0014=0.0723Ω d1點短路電流Id1=690/2√(0.0406)2+(0.0723)2=4157A 動力線路d1-1點短路電流計算: 從動力變壓器二次側至短路點d1-1處16㎜2電纜長度合計為644m, 則R1=1.37×0.644=0.88Ω X1=0.09×0.644=0.058Ω ∑R=0.0406+0.88=0.9206Ω ∑X=0.0723+0.058=0.1303Ω d1-1點短路電流Id1-1=690/2√(0.9206)2+(0.1303)2=371A 動力線路d1-2點短路電流計算: 從動力變壓器二次側至短路點d1-2處10㎜2電纜長度合計為35m, 則R1=2.16×0.035=0.0756 X1=0.092×0.035=0.0032Ω ∑R=0.0406+0.0756=0.1162Ω ∑X=0.0723+0.0032=0.0755Ω d1-2點短路電流Id1-2=690/2√(0.1162)2+(0.0755)2=2464A 動力線路d1-3點短路電流計算: 從動力變壓器二次側至短路點d1-2處35㎜2電纜長度合計為67m,16㎜2電纜長度合計為166m 則R1=0.616×0.067=0.0413 X1=0.084×0.067=0.0056Ω R1=1.37×0.166=0.227 X1=0.09×0.166=0.015Ω ∑R=0.0406+0.0413+0.227==0.3089Ω ∑X=0.0723+0.0056+0.015=0.0929Ω d1-3點短路電流Id1-3=690/2√(0.3089)2+(0.0929)2=1070A 風專線路短路電流計算 KS9 50/6風專變壓器電阻、電抗: Rb1=0.1641Ω Xb1=0.3437Ω ∑R=Rg/K2b+ Rb1=1.3209/8.72+0.1641=0.182Ω ∑X=XX+ Xg/ K2b+ Xb1=0.0095+0.213/8.72+0.3437=0.356Ω 從風專變壓器二次側至短路點d2處10㎜2電纜長度合計為8m,則R1=2.16×0.008=0.0173Ω X1=0.092×0.008=0.00074Ω ∑R=0.182+0.0173=0.199Ω ∑X=0.356+0.00074=0.357Ω d2點短路電流Id2=690/2√(0.199)2+(0.357)2=844A 風專線路d2-1點短路電流計算 從風專變壓器二次側至短路點d2-1處10㎜2電纜長度合計為88m,則R1=2.16×0.088=0.19Ω X1=0.092×0.088=0.008Ω ∑R=0.182+0.19=0.381Ω ∑X=0.356+0.008=0.364Ω d2-1點短路電流Id2-1=690/2√(0.381)2+(0.364)2=657A 二、饋電開關整定計算電流IZ≥IQe+KX∑Ie 1、1#饋電開關整定計算電流IZ≥282+0.5×(33.2+19.55×6+13.7×2+5.4+19+1.7×3)=385.7A 2、1-1#饋電開關整定計算電流IZ≥133+5.4=138.4 A 3、1-2#饋電開關整定計算電流IZ≥282 4、1-3#饋電開關整定計算電流IZ≥232.1+0.5×(19.55×6+13.7×2+1.7×3)=307A 5、2#饋電開關整定計算電流IZ≥87.5+0.95×(4.84×2)=97A 6、2-1#饋電開關整定計算電流IZ≥87.5+0.95×(4.84×2)=97A 變電所饋電開關短路保護計算整定表 開關編號 短路點 最小兩相短路電流(A) 計算電流(A) 整定值 可靠係數 1# d1 4157 385.7 500 8.31 1-1# d1-1 371 138.4 200 1.855 1-2# d1-2 2464 282 300 8.21 1-3# d1-3 1070 307 400 2.68 2# d2 844 97 300 2.81 2-1# d2-1 657 97 200 3.29 采區起動開關短路保護計算整定表 開關型號 用途 所控製設備額定電流A 所控製設備起動電流A 過流整定值 A 短路保護整定倍數 QBZ-80 17KW溜子起動開關 19.55 111.4 22.5 8 QBZ-80 17KW扒碴機起動開關 19 133 22.5 8 QBZ-120 30KW溜子起動開關 33.2 282 37.5 8 QBZ-80N JD11.4絞車起動開關 13.7 96 15 8 QBZ-80 4KW噴漿機起動開關 5.4 35.1 7.5 8 QBZ-80 5.5KW噴漿機起動開關 6.45 42 7.5 8 QBZ-80 11KW噴漿機起動開關 12.5 87.5 15 8 第九章、高壓配電裝置的整定 采區變壓器二次側出線端短路電流計算 1、KS9 315/6動力變壓器電阻、電抗: Rb1=0.0158Ω Xb1=0.0586Ω ∑R=Rg/K2b+ Rb1=1.3209/8.72+0.0158=0.033Ω ∑X=XX+ Xg/ K2b+ Xb1=0.0095+0.213/8.72+0.0586=0.0709Ω I(2)D1= Ue/2×√(∑R2)+( ∑X)2=690/2×√(0.0332)+(0.07092)=4411A 2、KS9 50/6風專變壓器電阻、電抗: Rb1=0.1641Ω Xb1=0.3437Ω ∑R=Rg/K2b+ Rb1=1.3209/8.72+0.1641=0.182Ω ∑X=XX+ Xg/ K2b+ Xb1=0.0095+0.213/8.72+0.3437=0.356Ω I(2)D2= Ue/2×√(∑R2)+( ∑X)2=690/2×√(0.1822)+(0.3562)=864A 3、KS9 315/6動力變壓一次側高爆整定電流計算IZ1=(1.2~1.4).(IQe+KX∑Ie)/KB.Ki =1.3×(282+103.7)/8.7×50/5 =5.76 IQe—315KVA變壓器供電線路中最大容量設備的起動電流,取37KW乳化泵電機的起動電流為282A KX∑I—線315KVA變壓器供電線中其餘設備額定電流之和與需用係數的乘積,通過第八章計算為103.7A KB—變壓器變比,8.7 Ki—高壓隔爆開關電流互感器的變比50/5A 控製315KVA變壓器的高爆整定值取IZ1=10A 4、KS9 315/6動力變壓一次側高爆整定電流計算IZ2=(1.2~1.4).(IQe+KX∑Ie)/KB.Ki =1.3×(87.5+9.2)/8.7×50/5 =1.44 IQe—50KVA變壓器供電線路中最大容量設備的起動電流,取11KW風機的起動電流為87.5A KX∑I—線50KVA變壓器供電線中其餘設備額定電流之和與需用係數的乘積,通過第八章計算為9.5A KB—變壓器變比,8.7 Ki—高壓隔爆開關電流互感器的變比50/5 控製50KVA變壓器的高爆整定值取IZ2=10A 5、靈敏係數校驗 KX1= I(2)D1/ KB.Ki. IZ1=4411/(8.7×50/5×10)=5.07﹥1.5 KX2= I(2)D2/ KB.Ki. IZ2=864/(8.7×50/5×5)=1.99﹥1.5 高壓隔爆開關整定計算一覽表 編號 變壓器型號 高爆型號 變壓器二次側兩相短路電流值A 整定值 A 靈敏係數 KX 1 KS9-315/6 BPG-50/6 4411 10 5.07﹥1.5 2 KS9-50/6 BPG-50/6 864 5 1.99﹥1.5 第十章、變電所硐室設計 采區變電所的硐室要求 1、采區變電所必須用耐火材料建築,硐室出口附近5米之內的巷道支架應用耐火材料支護。 2、硐室出口處必須設置兩重門,即防門和柵欄門,也可以設置一道防火柵欄兩用門。鐵柵門平時關閉,鐵板門平時向外敞開。 室的長度超過6米時,必須在硐室兩端各設一個出口。 4、硐室內必須設有防火沙箱、幹式滅火器和絕緣台。 對硐室內設備布置的要求 1、硐室內的設備之間以及設備與牆壁之間應留有0.8米的通道,以便檢修用,電纜線路應沿硐室牆壁敷設。 2、硐室內所有的電氣設備要有良好的接地,接地母線應沿硐室牆壁敷設,距地麵一般0.5米,接地極埋在附近的水溝或潮濕的地方,接地母線與井下主接地係統相連接。 3、變電所硐室尺寸按設備數量及布置方式確定,一般不留備用的位置。硐室內不設電纜溝,電纜沿牆壁敷設,穿過硐室密封門處用2寸無縫鋼管保護。 采區變電所內設備尺寸 序號 設備名稱 設備型號 外形尺寸(長×寬×高)㎜ 數量(台) 1 變壓器 KS9-50/6 1100×600×850 1 1 變壓器 KS9-315/6 1660×990×1220 1 1 高爆 BGP-50/6 1400×1200×1000 2 1 低壓饋電開關 KBZ-400 650×500×800 1 1 低壓饋電開關 KS9-200 650×500×800 5 采區變電所硐室外形尺寸及設備布置如附圖3所示 |
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