煤矿供电设计参考

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： 513.24 kW

无功功率： 425.94 kVar

自然功率因数COSΦ＝0.77

视在功率： 666.96 kVA

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： 461.92 kW

无功功率： 383.35 kVar

功率因数COSΦ＝0.77

视在功率： 600.27 kVA

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）

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：185.38 kW

无功功率：137.03 kVar

功率因素COSΦ＝0.8

视在功率：230.5 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。

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：276.53 kW

无功功率：246.31 kVar

功率因素COSΦ＝0.75

视在功率：370.32 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： 有功功率：20.9 kW

无功功率：18.6 kVar

功率因素COSΦ＝0.75

视在功率：27.98 kVA

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：MVV 3×35＋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)

350035000.8442＝0.81×(0.5426) 10500105002

＝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＝kfpeL103UeAze122600103＝＝21.2（V） 66041.9250.9

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)

6806800.942＝0.56×(0.4359) 105010502

＝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＝kfpeLgy103UeUgypj0.622600103＝＝10.2mm2 66041.931.20.9

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/（3×0.66×0.8）＝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＝kfpeL103UeAze140300103＝＝7.9（V） 66051.2500.9

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)

250025000.8442＝0.81×(0.5426) 10315103152

＝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=kfpeLgy103UeUgypj0.6114.6850103==47.8mm2 66051.240.20.9

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/（3×0.66×0.8）＝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={3×1.2×1÷(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=（3×1.25÷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DGS－20/127Y 127V 20W矿用隔爆型荧光灯，红色指示灯为DGS－13/127B 127V 13W。照明变压器选用ZBX－2.5

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。

11

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： 513.24 kW

无功功率： 425.94 kVar

自然功率因数COSΦ＝0.77

视在功率： 666.96 kVA

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： 461.92 kW

无功功率： 383.35 kVar

功率因数COSΦ＝0.77

视在功率： 600.27 kVA

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）

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：185.38 kW

无功功率：137.03 kVar

功率因素COSΦ＝0.8

视在功率：230.5 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。

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：276.53 kW

无功功率：246.31 kVar

功率因素COSΦ＝0.75

视在功率：370.32 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： 有功功率：20.9 kW

无功功率：18.6 kVar

功率因素COSΦ＝0.75

视在功率：27.98 kVA

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：MVV 3×35＋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)

350035000.8442＝0.81×(0.5426) 10500105002

＝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＝kfpeL103UeAze122600103＝＝21.2（V） 66041.9250.9

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)

6806800.942＝0.56×(0.4359) 105010502

＝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＝kfpeLgy103UeUgypj0.622600103＝＝10.2mm2 66041.931.20.9

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/（3×0.66×0.8）＝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＝kfpeL103UeAze140300103＝＝7.9（V） 66051.2500.9

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)

250025000.8442＝0.81×(0.5426) 10315103152

＝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=kfpeLgy103UeUgypj0.6114.6850103==47.8mm2 66051.240.20.9

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/（3×0.66×0.8）＝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={3×1.2×1÷(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=（3×1.25÷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DGS－20/127Y 127V 20W矿用隔爆型荧光灯，红色指示灯为DGS－13/127B 127V 13W。照明变压器选用ZBX－2.5

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。

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