瓦斯正文1
0 前言
英安煤矿是珲春矿业集团1986年在珲春矿区建成投产的一个中型矿井,矿井原设计年产量为75万吨,井田面积为19.6平方公里。经过最近几年对生产系统及对开拓布局技术改造与优化设计后,2008年重新核定生产能力为185万吨。截止到2008年底,井田工业储量为7672.1万吨,可采储量为4952.8万吨。
英安煤矿位于珲春煤田河北区北部英安镇境内,井田内地势平坦,地面村庄较少,共有12个村镇,村镇下压煤占可采储量的30℅,矿区共含煤36层,可采与局部可采为6层,。矿井采用斜井分水平开拓,现开采水平标高一350m ,主采煤层为26、28层。主井采用L212钢丝绳牵引皮带机运煤提升及运人提升。采煤方式采用长避后退式,顶板管理采用全部陷落法。非压煤区采用长避综采一次采全高采煤方法,村镇下压煤区采用宽条带法综采一次采全高采煤方法。
12801工作面为英安煤矿开拓的第三个综采工作面,由于各种用于供电设计的参数与前两个工作面有很大的变化。所以必须要为12801工作面重新进行供电设计。
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1 本采区简介
1.1工作面概况
本工作面煤层位于英安煤矿井下—350东翼北部28层煤1#工作面,工作面倾斜长105米,顺槽倾斜长705米,工作面倾角3°,上、下顺槽倾角6°,媒质硬度f=1.5,煤层厚度为2.0~2.4米,采煤方式为倾斜长壁后退式。
12801工作面上顺槽开口于12801材料联巷, 下顺槽开口于-350东翼南部入风巷。
12801材料联巷采用梯形断面,矿工钢支护,铺设轨道,设置调度绞车,安装乳化液泵站。巷道与-350东翼回风大巷相连接。
-350东翼南部入风巷原有矩形断面,锚网支护,现大部已翻修成矿工钢支护。巷道铺设胶带运输机,通过入风小上山与工作面下顺相连。
入风小上山为矩形断面,锚网支护,无机械设备,安装软梯供上下行人。
工作面下顺煤流通过溜煤眼与-350东翼南部入风巷联系。溜煤眼为垂直裸体巷道,下口设煤库嘴控制流煤量。
12801工作面上顺槽为轨道顺槽, 沿煤层顶板布置, 顺槽中部铺设轨道, 使用28 T双速绞车运输。顺槽为上山布置, 倾角最大为12°。上顺槽内布置瓦斯检测仪, 瓦斯断电仪和液压管路、防尘管路、机组冷却水管路。
12801工作面下顺槽为运输顺槽, 沿煤层顶板布置, 靠顺槽外帮侧铺设胶带运输机。 开切眼沿煤层顶板布置, 断面为梯形, 采用锚网、锚索加工钢棚联合支护。
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1.2工作面设备使用及负荷统计
表2—1 28层1#综采工作面负荷统计
电动
设备
设备名称
型 号
台数
数
采煤机 刮板机 乳化液泵 喷雾泵 综保
MG150/380—AW SGZ730/320 MRBZ200/31.5 BPW315/10 ZBZ-4.0;BZZ-4.0
小结功率∑Pe/KW =906/1106 加权平均功率因数COSΦpj =0.86
28层1#综采工作面负荷统计表2
额定功率
设备名称
额定功率 额定电
机台
/KW
压/V
额定电流
功率因数COSΦ
/A
1 1 2 2 5
5 2 2 2
371 320 2×125 2×75 15
1140 1140 1140 1140 1140
312 2×98 2×80 2×47
0.85 0.87 0.86 0.86 0.87
额定电
额定电流/A
压/V 660 660 660 660 660 660 660
170 115 4×45 5×41+1×52 2×27.5 2×12.5 2×24
功率因数 COSΦ 0.86 0.85 0.85 0.85 0.86 0.86 0.85
型 号 设备台数 电动机台数
/KW
转载机 破碎机 皮带机 双速绞车 25绞车 11.4绞车 回柱
SGZ730/160PCM110 SD —80 SDJ —28 JD —25 JD —11.4
1 1 1 6 2 6
1 1 2 6 2 6 2
160 110 2×40 5×37+1×45 25×2 11.4×6 22
JDD4—22 2
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小结功率 ∑Pe/ KW =742 加权平均功率因数COSΦpj =0.86
总计功率 / KW =1648
1.3综采工作面巷道及设备布置如图1-1所示。
2 本采区供电电压等级的确定
2.1 本采区高压等级的确定
工作面的电源一次电压为6kv ,自-350中央变电所至工作面中顺配电点
2.2 本采区低压等级的确定
根据用电设备的容量及布置情况,选用两台移动变电站,采用660V 及1140V 两种电压等级供电;其中:1号移动变电站KBSGZY —1000/6KV/1140V供工作面机组和工作面刮
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板输送机及顺槽泵站、转载机和破碎机等;2号移动变电站KBSGZY —630KV A/660V供顺槽皮带运输机、转载机和破碎机、上、下顺绞车、水泵、双速绞车和回柱绞车等。两顺和工作面通讯、照明电压均采用127v 。安全监控系统电压根据需要选定。
3 本采区移动变电站的选择和位置的确定
3.1 1号移动变电站容量选择
1号移动变电站向采煤机、工作面刮板输送机、乳化液泵、喷雾泵供电,其需用容量计算值为;
解: S b 1=
∑P K
e
x
cos ϕpj
=
906⨯0. 61
=789. 5K V A (3—1)
0. 7
式中: Sb1—所计算的电力负荷总视在功率,千伏安;
∑Pe—参加计算的所有用电设备额定功率(不包括备用)之和,千瓦;
Kx--需用系数,Kx =0. 4+
0. 6Pd
=0. 61 Pe
Pd--------最大电动机功率,千瓦
cosΦpj--加权平均功率因数,查《煤矿电工手册》表10-3-1,取cosΦpj=0.7
1号移动变电站选用一台KBSGZY —1000/6/1140智能型移动变电站供电,其额定容量为:1000kvA﹥Sb1=789.5KVA ,满足供电要求。
3.2 2号移动变电站容量选择:
2号移动变电站向下顺槽皮带运输机和上、下顺槽绞车水泵供电,其需用容量计算值为; 解: S b 2
P K ∑=
e
x
cos ϕpj
=
742⨯0. 53
=561. 8K V A (3—2) 0. 7
式中: Sb2—所计算的电力负荷总视在功率,千伏安;
∑Pe—参加计算的所有用电设备额定功率(不包括备用)之和,千瓦;
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Kx--需用系数,Kx =0. 4+
0. 6Pd
=0. 53 Pe
Pd--------最大电动机功率,千瓦
cosΦpj--加权平均功率因数,查《煤矿电工手册》表10-3-1,取cosΦpj=0.7
2号移动变电站选用一台KBSGZY —630/6/660智能型移动变电站供电,其额定容量 为:630kvA﹥Sb2=561.8KVA ,满足供电要求。
3.3 移动变电站位置的确定
本采区在移动变电站与配电点的位置应开大帮5米,以便存放移动变电站与配电点。 3.3.1 第1号移动变电站与配电点的位置
第1号移动变电站与泵站及其组合开关组成的配电点设在上顺集中材料巷距工作面上出口以外约750米处,工作面上顺配电点由一台组合开关组成在上顺距工作面上出口以外约80米处,可以随工作面的推进在轨道上移动,供机组、工作面刮板机;下顺配电点由一台组合开关控制转载机和破碎机,下顺配电点距下顺工作面下出口以外约80米处,可以随工作面的推进在轨道上移动。
3.3.2 第2号移动变电站与配电点的位置
第2号移动变电站向上、下顺绞车、水泵、双速绞车和回柱绞车等供电;与第1号移动变电站一起设在上顺集中材料巷。
4 本采区高压供电系统的选择
4.1 高压电缆的选择
按设计规定,初选高压电缆型号为:UGSP —6KV —3×35+3×16/3+js(其主芯线截面为Ae =35mm 2)或UGSP —6KV —3×50+3×16/3+js(其主芯线截面为Ae =50mm 2)型的矿用6kv 铜芯、双屏蔽电缆,约950米;分别校验。
4.1.1 按长时允许负荷电流校验
1) 校验UGSP —6KV —3×35+3×16/3+js高压电缆;查《综采技术手册》表6-1-5得这类高压电缆的长时允许负荷电流Iy=138A
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长时负荷电流计算值为:
解: Ifh =
Pe Kx 10
=
3
3Ue cos ϕpj ηpj
1751⨯0. 52⨯1033⨯6000⨯0. 7⨯0. 9
=139A (4-1)
因为Ifh =139〉If =138A ,所以所选UGSP —6KV —3×35+3×16/3+js高压电缆不能满足长时工作发热要求。
2) 校验UGSP —6KV —3×50+3×16/3+js高压电缆;查《综采技术手册》表6-1-5得这类高压电缆的长时允许负荷电流Iy=145A
因为Ifh =139〈If =145A ,所以所选UGSP —6KV —3×50+3×16/3+js高压电缆也能满足长时工作发热要求。
4.1.2 按经济电流密度校验高压电缆截面
查《综采技术手册》表6-1-4,经济电流密度Ij =2. 25mm 2。 1) 校验UGSP —6KV —3×35+3×16/3+js高压电缆; 解: Aj =
Ifh 139
==61. 7A 〉35mm 2 (4-2) Ij 2. 25
所以所选UGSP —6KV —3×35+3×16/3+js高压电缆截面低于计算值,不能满足要求;故不能选其。
2) 校验UGSP —6KV —3×50+3×16/3+js高压电缆; 解: Aj =
Ifh 139==61. 7A 〉50mm 2 (4-3) Ij 2. 25
所以所选UGSP —6KV —3×50+3×16/3+js高压电缆截面略低于计算值,但与1) 相比基本可以满足要求。
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4.1.3 按热稳定校验电缆截面
最大三相稳定短路电流为 解: I ∞
(3)
=
Sb ⨯1033⨯6⨯10I ∞
(3)
3
=
50⨯103⨯6⨯10
3
=4811A (4-4)
A min ≥
tj
C
=
4811⨯0. 25
=25. 7mm 2〈50mm 2 (4-5)
93. 4
因为本采区所选UGSP —6KV —3×50+3×16/3+js高压电缆截面基本满足要求,所以选其作为高压供电电缆。
4.2 高压配电装置的选择
高压隔爆真空配电装置的额定电流有200A 和300A 。
4.2.1 工作面的高压最大负荷电流为
Sbe ⨯10∑解: Ibe =
3
⨯0. 7
3⨯6000
=140. 2A (4-6)
所以矿用高压隔爆真空配电装置的额定电流选为Ie =200A 〉Ibe =140. 24A
4.2.2 过载保护的整定及校验;
1)其整定动作电流取0.8:Idz =0. 8Ie ⨯300=240〉Ibe =140. 24A 2) 过电流短路保护的整定:
按躲开最大电动机即采煤机电动机起动时,其它该先起动的机器已经起动起动来考虑,其一次动作电流计算值为:
I dzj =
1. 2~1. 4
(I q +∑I e ∙K x ) K b
1. 31. 3⨯[(2⨯98+2⨯58)⨯0. 7]+⨯(797⨯0. 7) 8. 7 (4-7) 5=239. 8A
=
3) 动作电流倍数计算值为:
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n dzj =
I dzj 329
==1. 1 (4-8)
I e 300
取动作电流倍数ndz=1.5﹥ndzj=1.1。 4) 灵敏度系数校验:(4-9)
按移动变电站二次出线端的最小两相短路电流来校验,按d1; d2; 点短路校验;
(2)
I d 1
d1点其灵敏度系数为:K 1=满足要求。
K b
7778=
I dz
. 7=2. 23〉1. 5 (4-9)
2⨯200
(2) I d 2
d2点其灵敏度系数为:K 2=满足要求。
K b
I dz
=
=1. 8. 3〉1. 5 (4-10)
2⨯200
5 本采区低压系统选择
5.1 1#移动变电站低压(1140伏)配电系统
5.1.1正常运行时的电缆电压损失校验
初选型号MYP1140/3×95+1×25的电缆做1140V 系统的主电源;MYP1140/3×70+1×25
的电缆做线路最大负荷机组的负荷线,现对其进行校验。
∑∆U =∆Ub +∆U 1+∆U 3 (5—1—1)
式中: ∑ΔU—系统电压损失总和,伏; ΔUb—变压器中的电压损失,伏; ΔU1,ΔU3—线路上的电压损失,伏 1) 正常负荷时变压器内部电压损失百分数为:
∆Ub %=
Sb
(Ur %cos ϕpj +Ux %sin ϕpj ) Sbe
解: (5—1—2)
906
∆Ub %=⨯(0. 52⨯0. 70+3. 96⨯0. 714) =2. 89
1000
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式中:
Sb
--变压器实际负荷与额定容量之比,称负荷系数; Sbe
Ur% ,Ux%--变压器内部电阻、电抗电压降百分数; Ur %=
Pd
0. 52 (5—1—3)
Sbe
Ux%=%2-Ur %2=3.96 (5—1—4) Ud%--变压器变压器内部阻抗电压降百分数,得Ud%=4
cosФpj ,sinФpj, —功率因数及相对应的正弦值。
2) 变压器内部的电压损失: 解: ∆Ub =∆Ub %
E 2e 1190
=2. 89⨯=34. 39V (5—1—5)
100100
式中: E2e —变压器二次测额定电压,伏 3) 线路上的电压损失(ΔU1ΔU3)即ΔU1ΔU3:
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PnL 1(R 0+X 0tan ϕ)
Un
解: (5—1—6)
371⨯0. 65⨯(0. 217+0. 0602⨯0. 75) ∆U 1==52. 7V
1. 2
∆U 1=
PnL 3(R 0+X 0tan ϕ)
Un
(5—1—7)
371⨯0. 23⨯(0. 336+0. 08⨯0. 65)
∆U 3==27. 6V
1. 2∆U 3=
式中: L1L3—电缆实际长度,L1=0.65km,L3=0.23km; R0X0—电缆单位长度的电阻和电抗,欧/公里,
查《煤矿电工学》附表18-15 ;
anΦ—功率因数相对应的正切值, 计算ΔU3时用机组电机的功率因
数,计算ΔU1取平均功率因数,查《煤矿电工手册》10-3-1取0.7;
Pn —线路上的实际负荷容量。
代入(5—1) 截面满足要求。
∑∆U =∆Ub +∆U 1+∆U 3=114.69V ﹤120V =1200-0.9×1200;故所选电缆
5.1.2 按最远最大电动机起动条件校验电压损失
1) L4上的电压损失: 解: ∆U 4=
IqL 4ρcos ϕ3⨯380⨯230⨯0. 45⨯0. 0189==18. 4V (5—1—8)
S 70
式中: △U4---L4上的电压损失; Iq2---刮板机的实际起动电流,安;
Iq2=IqeUq/Ue=380A 式中: Iqe---刮板机的额定起动电流,490安; Uq —最小起动电压,885v Ue---破碎机的额定电压,1140v
L4,S ,ρ—电缆的实际长度和芯线截面及电阻率, ρ=0.0189欧. 毫米2/米(铜线)
cosФ—电动机起动时的功率因数,根据《煤矿电工学》
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表10-5-17 取0.45
2) L2上的电压损失: 解: ∆U 2=
3I q L 2ρcos ϕ⨯522⨯650⨯0. 57⨯0. 0189
==90. 4V (5—1—9)
S 70
式中: △U2—L2上的电压损失;
Iq ,cosФ---起动时L4中的电流和功率因数;
s 1+I g c o φs pj ) 2+(I qL 2s i n φ1+I g s i n φpj ) 2(5—1—10) Iq =(I ql 2c o φ
=(380⨯0. 45+150⨯0. 85) 2+(380⨯0. 89+150⨯0. 53) 2 =522A
cosФ=
I ql 2cos φ1+∑I g cos φpj
I q
(5—1—11)
=
380⨯0. 45+150⨯0. 85
=0. 57
522
式中: ∑Ig --除起动的电机外,其它电动机的额定电流之和;
cos φpj --其它电动机的加权平均功率因数,正常的电机功率因数(约
为0.8~0.9),所以取0.85
sin φpj ,sin φ4--- 与cos φpj , cosφ4相对应的正弦值; L4,S ,ρ—电缆的实际长度和芯线截面及电阻率,
ρ=0.0189欧. 毫米2/米(铜线)
(3)起动时变压器上的电压损失: 起动时变压器上的电压损失百分数
解: ∆Ubp %=
Ibq
Ibe (Ur %c o ϕs bq +Ux %s i n ϕbq ) 490
=0. 287
481⨯(0. 52⨯0. 57+3. 96⨯0. 82)
(5—1—12)
=
变压器上的电压损失:
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∆Ubq =
Ube ∆Ubq %1200⨯0. 287
==3. 44V (5—1—13)
100100
式中: Ibq ,Ibe —分别为起动时变压器的负荷电流及变压器的额定电流;
I b e =
S b e
1000
==481A (5—1—14)
3U b e 3⨯1. 2
(Sbe—变压器容量;Ube —变压器二次侧额定电压)
cos ϕbq--起动时变压器负荷的功率因数,等于②中cos ϕ=0.57 sin ϕbq —与cos ϕbq 相对应的正弦值;
Ur% ,Ux%--变压器内部电阻、电抗电压降百分数; Ur%=
Pd
=0.52 Sbe
Ux%=%2-Ur %2=3.96
Ud%--变压器变压器内部阻抗电压降百分数,
查《煤矿机械目录》第7册 得Ud%=4
(4)起动时总的电压损失:
∑Uq =∆U 4+∆U 2+∆Ubq =18. 4+90. 4+3. 44=112. 44V 〈195V
故所选两种电缆在起动条件下校验合格。
5.2 2﹟移动变电站低压(660v )配电系统
5.2.1正常运行时的电压损失校验
∑∆U =∆Ub +∆U 5+∆U 6 (5—2—1)
式中: ∑ΔU—系统电压损失总和,伏; ΔUb—变压器中的电压损失,伏; ΔU4,ΔU5,—线路上的电压损失,伏
1) 正常负荷时变压器内部电压损失百分数为: 解: ∆Ub %=
Sb
(Ur %c o ϕs pj +Ux %s i n ϕpj ) (5—2—2) Sbe
Ur% ,Ux%—变压器内部电阻、电抗电压降百分数; Ur %=
Pd
=0. 579 Sbe
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Ux%=%2-Ur %2=3.958 Pd —变压器短路损耗,查《煤矿机械目录》第7册
得Pd=3600
Ud%--变压器变压器内部阻抗电压降百分数,
查《煤矿机械目录》第7册 得Ud%=4
cosФpj ,sinФpj, —功率因数及相对应的正弦正切值。
Sb
(Ur %cos ϕpj +Ux %sin ϕpj ) Sbe
561. 8⨯(0. 579⨯0. 7+3. 958⨯0. 714)
解: ∆Ub %==2. 88
630
代入: ∆Ub %=
正常负荷时变压器内部的电压损失: 解: ∆Ub =∆Ub %
E 2e 690
=2. 88⨯=19. 87V (5—2—3) 100100
式中: E2e —变压器二次测额定电压,伏 .
2) 线路上的电压损失ΔU5、ΔU6:
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解:∆U 5=
PnL 5(R 0+X 0tan ϕ) 205⨯0. 75(0. 4704+0. 081⨯0. 99)
==58. 4V (5—2—4)
Un 0. 69
PnL 6(R 0+X 0tan ϕ) 110⨯0. 05(0. 4704+0. 081⨯0. 60)
解: ∆U 6===4. 1V (5—2—5)
Un 0. 69
式中: L5、L6—电缆实际长度,L5=0.05km, L6=0.75km; R0X0—电缆单位长度的电阻和电抗,欧/公里,
查《煤矿电工学》附表18-15 ;
tanΦ—功率因数相对应的正切值, 计算ΔU6时用转载机电机的功率
因数,计算ΔU5、ΔU6取平均功率因数,查《煤矿电工手册》10-3-1取0.7;
Pn —线路上的实际负荷容量。
代入
∑∆U =∆Ub +∆U 5+∆U 6=19. 87+58. 4+4. 1=82. 37V 〈96V =690-0. 9⨯660V
故所选电缆截面满足要求。
5.2.2 按最远最大电动机起动条件校验电压损失
1) L5上的电压损失:
解: ∆U 5=
3IqL 5cos ϕρ3⨯162⨯50⨯0. 45⨯0. 0189
==2. 4V (5—2—6)
S 50
式中: △U5---L5上的电压损失;
Iq1---破碎机的实际起动电流,安;
Iq1=IqeUq/Ue=162A 式中: Iqe---破碎机的额定起动电流,220安;
Uq —最小起动电压,487v Ue---破碎机的额定电压,660v
L5,S ,ρ—电缆的实际长度和芯线截面及电阻率,
ρ=0.0189欧. 毫米2/米(铜线)
cosФ—电动机起动时的功率因数,根据《煤矿电工学》
表10-5-17 取0.45
2) L6上的电压损失: 解:∆U 6=
⨯Iq ⨯L 6⨯cos ϕ⨯ρ3⨯162⨯750⨯0. 62⨯0. 0189
==49V (5—2—7)
S 50
第 15 页 共 21 页
式中: △U6—L6上的电压损失;
Iq ,cosФ---起动时L6中的电流和功率因数;
解:
Iq =(I ql 6cos φ1+I g cos φpj ) 2+(I qL 6sin φ1+I g sin φpj ) 2Iq =(162⨯0. 45+95⨯0. 85) +(162⨯0. 89+95⨯0. 53) =248A
2
2
(5—2—8)
解: cos ϕ=
I q 6cos ϕ+∑I g cos ϕpj
Iq
=
162⨯0. 45+95⨯0. 85
=0. 62 (5—2—9)
248
式中: ∑Ig --除起动的电机外,其它电动机的额定电流之和; cos φpj --其它电动机的加权平均功率因数,正常的电机功率因数
(约为0.8~0.9),所以取0.85
s inφpj ,sin φ4--- 与cos φpj , cosφ4相对应的正弦值; L6,S ,ρ—电缆的实际长度和芯线截面及电阻率,
ρ=0.0189欧. 毫米2/米(铜线)
3) 起动时变压器上的电压损失:
起动时变压器上的电压损失百分数 解:∆Ubq %=
I bp
I be (U r %cos ϕbq +U x %sin ϕbq )
=
428
=0. 23(5-2-10)
527. 2(0. 579⨯0. 55+3. 958⨯0. 82)
变压器上的电压损失: 解: ∆Ubq =
Ube ∆Ubq %690⨯0. 23
==1. 5V (5—2—11)
100100
式中: Ibq ,Ibe —分别为起动时变压器的负荷电流及变压器的额定电流;
Ibe=Sbe//Ube=630/3/0.69=527.2A
(Sbe—变压器容量;Ube —变压器二次侧额定电压)
cos ϕbq--起动时变压器负荷的功率因数,等于②中cos ϕ=0.55 sin ϕbq —与cos ϕbq 相对应的正弦值;
Ur% ,Ux%--变压器内部电阻、电抗电压降百分数; Ur%=
Pd
=0.579 Sbe
Ux%=%2-Ur %2=3.958
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Pd —变压器短路损耗,查《煤矿机械目录》第7册
得Pd=3600
Ud%--变压器变压器内部阻抗电压降百分数,
查《煤矿机械目录》第7册 得Ud%=4
4) 起动时总的电压损失:
∑Uq =∆Ubq +∆U 5+∆U 6=52. 9V 〈195V ,
故所选电缆在起动条件下校验合格。
5.3 低压短路点的选择
按负荷最大、线路最远的原则选择短路点,每台移动变电站各选定两点分别为d1、d2;d3、d4;短路电流计算祥见表5—1。
两相短路电流 计算 公式
Id (2)=
2
E 2e
∑R +∑X 2
2
(A )
Id (3)=
2Id (2)(A )
1190d1Id 1(2)==3343 22
20. 009+0. 098+0. 066+0. 002+0. 024+0. 016点
Id 1
(3)
=3860
代
入
数据与结果
690d2Id (2)==6900 2
22
20. 006+0. 0069+0. 0095+0. 001+0. 0373点
d3Id (2)=3
点 2
Id 2
(3)
=7968
1190
0. 057+0. 1262
+0. 014+0. 0312
=3182
Id 3
(3)
=3674
690d4Id (2)==3136 4
22
20. 017+0. 0086+0. 0283+0. 001+0. 0775点
Id 4
(3)
=3622
6 本采区低压电气设备与电缆的选择确定
6.1 电气设备的选择确定
6.1.1 移动变电站的选择
根据前面的计算工作面选用通化变压器厂生产的KBSGZY —1000/6/1140型移动变
电。
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顺槽选用通化变压器厂生产的KBSGZY —630/6/660型移动变电站。
6.1.2 开关的选择
1)工作面设备开关的选择:工作面、泵站分别选用两台QJZ —315/1140型组合开关。 2)顺槽设备开关的选择:转载机、破碎机选用一台QJZ —315/1140型组合开关;皮带机选用一台KBZ —400/660智能型真空馈电,软启动两台(一用一备);绞车系统选用二台KBZ —400/660智能型真空馈电,根据负荷绞车、回柱绞车、双速绞车、水泵等分别选用QBZ —80N 、QBZ —120N 、QBZ —80等。
6.2 电缆的选择确定
根据计算及各用电设备的额定电流:
工作面主电源选用MYP1140/3×95+1×25的矿用屏蔽电缆; 机组负荷线选用MCP1140/3×70+1×25+4×6的矿用屏蔽电缆;
刮板机负荷线高速电机选用MCP1140/3×50+1×25+4×6的矿用屏蔽电缆; 低速电机选用MYP1140/3×35+1×16的矿用屏蔽电缆;
转载机负荷线选用MYP1140/3×50+1×25的矿用屏蔽电缆; 破碎机负荷线选用MYP1140/3×35+1×16的矿用屏蔽电缆; 泵站负荷线选用MYP1140/3×35+1×16的矿用屏蔽电缆;
绞车系统主电源选用MYP660/3×50+1×25的矿用屏蔽电缆;绞车、回柱绞车、双速绞车、水泵等根据实际分别选用、MYP660/3×35+1×16、 MYP660/3×25+1×16、MYP660/3×16+1×10、MYP660/3×6+1×6的矿用屏蔽电缆.
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7 结论
本设计是根据设计任务书的要求,利用所学的煤矿供电知识,在指导老师的辛勤指导下完成的。设计本着计算准确,选型恰当,布置合理的原则,保证做到安全、可靠、技术经济合理。
本设计对12801综采工作面的供电系统进行了全面的分析、计算,并按照我矿的实际地质条件和要求进行设计。按照预定的设计对工作面上、下顺以及工作面机械设备的功率选择与其相配套的电气设备进行了详细的计算和选择。由于所学知识有限,技术资料缺乏,实践经验不足,设计中不能避免存在许多错误和不足之处,如某些所选设备可能已经过时等等,敬请老师指教。
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致 谢
本设计是在张忠老师的精心指导和严格要求下完成的,在我毕业论文的撰写过程中,从开始选题到中期修正,再到最终定稿张忠老师给我提供了很多的帮助和指导。在这里我要向张老师表示深深的感谢和敬意。同时也要感谢郎杰夫和赵启本老师。以及函授站的曹钰桢老师和给我们讲授数学、英语、计算机和机械制图的老师。在这里我也要向这些老师表示深深的谢意和敬意。
通过此次设计, 我发现了自己在以往学习中存在的问题和不足,此设计也使我对函授几年所学的知识加以终结和综合运用。我认为此次设计对我的能力的提升起到了良好的作用. 为以后的实际应用奠定了基础。
在设计中, 力图从经济、安全、实用的观点出发, 开始了设计的方案确定、结构设计等工作。本设计在实际应用中可能出现的问题有可能疏忽, 在此也恳请老师能够给予指点。
还有我要感谢各位答辩老师对我的工作进行检查并指出其不足。
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辽宁工程技术大学成人教育学院毕业设计(论文)
参考文献
[1] 周士国,张翼 煤矿电工学.[M].中国商业出版社.2006专著
[2] 李景恩 矿井供电[M].煤炭工业出版社.2002
[3] 煤矿电工手册. 第二分册:矿井供电.[M].煤炭工业出版社.2006年
[4] 孙继平 煤矿电气安全[M].中国矿业大学出版社.2002年
[5] 钱强,李景坤 井下采区供电设计中“需用系数”取值的探讨:[D]
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