某矿机电设计样本.doc

第六章 提升、通风、排水和压缩空气设备第一节 提升设备一、提升方式本次技改，设计井型为0.15Mt/a。主斜井斜长539 m，倾角26.4，安装两部大倾角带式输送机，担负全矿井的提煤任务。副斜井斜长759m，倾角27，单钩箕斗提升，利用现有一台1.6m单滚筒提升机，配380V、110kW电动机，主要担负提矸及辅助提升任务兼辅助进风。二、主斜井运输设备1、校验依据主斜井斜长539 m，倾角26.4，矿方已安装两部大倾角输送机，一部安装长度270m，一部269m，现有的带式输送机技术参数：运量60t/h ,带宽650mm，带速1.63m/s，电动机功率75kW，传动滚筒直径450mm ,托辊直径89mm，以下进行验算其中一部带式输送机。2、主斜井胶带输送机生产能力根据煤炭工业小型矿井设计规范，按年工作日330天，每天净提升时间16h计算主斜井提升设备的生产能力。因此，主斜井胶带输送机的提升能力必须满足：运量Q=60t/h式中： A n-矿井生产能力， 150000t/a; af-运输不均匀系数，取1.5； t-主斜井胶带输送机每天工作时间，取16h； br-运输设备年工作日，取330天；因Q43t/h，故现有的胶带输送机输送能力为Q=60t/h，满足要求。4、运行阻力与胶带张力计算、运行阻力计算重段阻力：式中：q货重每米重量 qd每米胶带重量，17.1kg/m； qg折算到每米长度上的上托辊转动部分质量 q，g折算到每米长度上的下托辊转动部分重量 kg/m、，分别为上、下托辊阻力系数，=0.04，=0.035；2、胶带张力计算用逐点计算求张力，胶带输送机计算示意图6-1-1。图6-1-1 胶带输送机计算示意图S4=1.072（S1+WK）+1.07W zh=1.145S1+14452根据摩擦传动条件考虑摩擦力备用系数列方程得：=2.37 S1式中：f胶带与滚筒传动摩擦系数0.15； 传动滚筒总围包角360折6.28弧度，查表得efa为2.57。 n摩擦力备用系数，取n=1.15； 以上两式联立求解得：S1=11798NS4=27960N3、牵引力与电机功率W0= S4S1+0.04（S4+S1）=17752 N电机功率为：式中：V带速，1.63m/s； j减速机效率0.85；0偶合器效率，0.8；根据验算，主斜井上部带式输送机配套的75 kW的电动机，满足要求。4、胶带强度验算胶带许用拉力为故胶带强度满足要求。根据验算，矿方主斜井已安装的两部带式输送机DTC65/6/75，能满足矿井运输能力。5、电控设备主斜井每部胶带输送机电机功率75kW。电控设备重新选用KYBJ型胶带输送机综合保护装置，有驱动滚筒防滑保护、堆煤保护、防跑偏装置和温度保护、烟雾保护、自动洒水装置。6、其他保护装置根据煤矿安全规程规定，倾斜井巷上运时，同时必须安装防逆转装置及制动装置。三、副斜井提升系统的计算1、设计依据井型： 0.15Mt/a井筒斜长： 759m倾角： 27工作制度： 330d/a，14h/d提升任务：担负技改后全矿井提矸及其他辅助作业。材料消耗量：按煤生产能力的5%计算；矸石量：按煤生产能力的5%计算；人车：XRC10-6/6，外型尺寸497010241474，每节车载10人，质量为头车1702kg（1辆），尾车1821kg（1辆）。2、现有提升设备该矿副斜井已装备JTK-1.61.2/24型单绳小绞车一台，其技术特征为：滚筒直径1.6m，滚筒宽度1.2m，最大静张力45kN，最大静张力差45kN，减速器传动比：i=24；提升机配电机：JR126-8型，380V、110kW，725r/min；提升机最大提升速度2.53m/s ，在车场上的加速度和减速度为0.3m/s2（箕斗在卸载曲轨内的加速度），升降人员、物料时的加速度和减速度为0.5m/s2；现用钢丝绳为619-24.5-1700-特型钢丝绳。现使用3t 箕斗，箕斗自重3000 kg。矿方现用钢丝绳直径为24.5mm，不符合煤矿安全规程有关滚筒直径D80d的规定，预选钢丝绳为6V18+IWR-1870型钢丝绳，d=20mm，Pk=1.62kg/m，Qq=298kN，进行验算。因副斜井倾角为28.3，本次设计提升容器仍采用箕斗，通过计算，现有的箕斗偏大，造成钢丝绳直径大于20mm，使用现有的绞车不符合规程要求，经过经济比较，更换现有的箕斗比较合理，箕斗预选2.5 t，箕斗自重2500 kg，提矸以及提材料定重装载，一次提2500 kg。经统计，需下井的较大设备有水泵以及配套电机、矿用绞车等，经查验各设备的外形尺寸，均可下井。井下最大件重量均小于提矸石重量，因此不再计算最大件提升时，钢丝绳的安全系数。、钢丝绳提升斜长：Lt=759-6=753m6-过卷距离绳端荷重： Q矸= (2500+2500) 0.467=2335kgQ人= (1702+1821+2070) 0.467=2299kg钢丝绳悬垂长度： Hc=759+26=785m安全系数校验 (提人) (提矸) 经验算，所选钢丝绳符合煤矿安全规程的要求。、提升机滚筒直径： Dg=8020=1600mm最大静张力：FJ=/1000=31 kN现用的JTK-1.61.2/24，Fj=45kN，Dg=1.6m，Bg=1.2m，i=24，满足以上要求。缠绳校验(缠三层)： 753+30+71.6 B= (20+2)=1182mm7.5；提人时，安全系数m=9.47.5；缠绳1140mm1200 mm（缠二层）。经计算，最大净张力为28.9kN，所需电机容量为75kW。系统安装完成后，应进行整定、检测提升设备，使之符合相关规程、规范及行业规定的要求。提升信号采用小斜井提升信号系统。该系统打点次数，实现绞车峒室与各车场之间联系，此外还可在轨道沿途向绞车司机发信号，以满足各提升工况的要求。绞车电源引自井底中央变电所，采用电缆双电源引入。五、13采区轨道下山绞车选型1、设计依据：13采区轨道下山斜长131m，倾角=21，担负采区的辅助提升任务。2、设备选型提升方式采用单钩串车提升。提矸、下料一次串1辆1t 矿车，矿车自重592kg，矿车最大载重1700kg。根据煤矿安全规程人员上下的主要倾斜井巷，垂深超过50m时，应采用机械运送人员人车，本次设计轨道下山垂深为46.8m ,所以不设机械运送人员人车。、钢丝绳的选择提升斜长：Lt=150m 倾角：21绳端荷重： Q矸= (592+1700) 0.37=848kg钢丝绳悬垂长度： Hc=170m钢丝绳单重： 848 Pk= =0.33kg/m 1.115700 - 1700.55 6.5选用67+FC-13-1570-特型钢丝绳，Pk =0.593kg/m，dk=13mm，Qq=88.1kN。安全系数： 88100 m矸= = 9.96.5 (848+0.5931700.55)9.81所选钢丝绳符合煤矿安全规程的要求。、提升机的选择滚筒直径： Dg=6013=780mm最大静张力(提矸)： Fj=(848+0.5931700.55)9.81/1000=8.9kN选用JTB-0.8型单绳防爆绞车，Fj=12kN，Dg=0.8m，Bg=0.6m。缠绳宽度校验(缠两层)： 150+30+70.8 B= (13+2)=583mm600mm 0.812所选绞车满足要求。、绞车功率的选择计算所需功率16 kW，选用660V，22 kW电机。提升速度Vm=1.5m/s，提矸、下料循环时间286S,最大班净作业时间2.5 h,符合“规范”要求。、电控及信号设备电控采用与绞车配套的成套电控设备，提升信号采用小斜井提升信号系统。该系统打点次数，实现绞车峒室与车场之间联系，此外还可在轨道沿途向绞车司机发信号，以满足各提升工况的要求。绞车电源引自井底中央变电所，采用电缆双电源引入。系统安装完成后，应进行整定、检测提升设备，使之符合相关规程、规范及行业规定的要求。六、13采区运输下山带式输送机选型矿井年生产量015Mt/a，13采区运输下山斜长117m，倾角=21，根据以上要求，选用一部大倾角带式输送机，其型号DTC65/6/37，技术参数：B=650，Gx=980N/mm，V=2m/s，Q=60t/h，倾角32以下，L=120m，防爆电机，N=37kW，660V。电控设备选用KYBJ型胶带输送机综合保护装置，有驱动滚筒防滑保护、堆煤保护、防跑偏装置和温度保护、烟雾保护、自动洒水装置。根据煤矿安全规程规定，倾斜井巷上运时，同时必须安装防逆转装置及制动装置。第二节 通风设备该矿井0水平以上通风方式为对角式，主井、副井并联进风，风井回风。0水平以下由于按煤与瓦斯突出矿井设计，配风量与0水平以上有很大差别，因此在通风系统风量、风压计算上分两期考虑：0水平以上水平：安排一个回采工作面，两个煤巷掘进工作面，计算需风量为38m3/s，通风容易时期为13采区的13010工作面生产时期，通风困难时期为技改投产工作面（一一采区的11090工作面）生产时期。通风容易时期负压为937.6pa，困难时期负压为 952.5Mpa。0水平以下水平：安排一个回采工作面，一个抽放准备工作面，一个底板抽放工作面，一个煤巷掘进工作面，一个岩巷掘进工作面，计算需风量为59m3/s。通风负压为 1782.5pa。由于以上两期通风系统的风量和负压相差较大，在通风机选型上也按前后两期考虑，前期利用矿方已有的两台FBCDZ-17型通风机（功率90kW2），后期另选风机（另行计算）。校验前期风机1.校验依据矿井总风量：38m3/s矿井通风负压： Pmin =937.6Pa 取938 Pa Pmax = 952.5Pa 取953Pa2.设备选型(1).风机风量及静压风机必需达到的风量：Q =1.138=41.8m3/s风机必需达到的静压：Hmin=938+200=1138PaHmax=953+200=1153Pa (2).通风设备选择根据计算的风量和静压，矿井原有的FBCDZ-6-17型对旋轴流通风机能满足要求，一台工作，一台备用。每台风机配YBF315M-6，90kW，380V，980r/min型电机2台。风机工作特性曲线见图6-2-1。通风机容易时期工况参数(工况点M1)：风机工作静压Hs1=1235Pa，风机工作风量Q1=43.54m3/s，风机静压效率s1=79.60%；叶片安装角度38/26。通风机困难时期工况参数(工况点M2)：风机工作静压Hs2=1246Pa，风机工作风量Q2=43.46m3/s，风机静压效率s2=79.7%。叶片安装角度38/26。(3).电动机校验所需电机功率： 容易时期：Nmin= 290kW困难时期时：Nmax= 290kW风机所配电机也满足要求。 (4).反风措施采用JBM型风门绞车和立闸门，配合主风机反转反风，可保证10min内改变巷道中的风流方向，当风流方向改变后，主通风机的供给风量大于正常风量的40。第三节 排水设备一、主排水设备1、设计依据根据矿井地质报告，开采至-300m水平时全矿井正常涌水量为Q =262.43m3/h；按1.5倍的系数计算，则此时矿井最大涌水量为393.65m3/h。说明：本次设计正常涌水量按262m3/h，最大涌水量按394m3/h进行设备选型。该矿井+150m水平排水泵房现安装了四台D155-677型离心水泵，D155-677型水泵配套电机，10kV，280 kW，2950r/min。排水管路为D1807 mm无缝钢管一趟（沿副斜井敷设）。2、排水系统方案的确定根据煤矿安全规程第二百七十八条要求，工作水泵的能力，应能在20h内排出矿井24h的正常涌水量（包括充填水及其他用水）。备用水泵的能力应不小于工作水泵能力的70。工作和备用水泵的总能力，应能在20h内排出矿井24h的最大涌水量。检修水泵的能力应不小于工作水泵能力的25。确定正常涌水，开2台D155-677型水泵，工作一趟排水管路（排水管路重新选型），最大涌水时，开3台D155-677型水泵，其中一台工作原有的排水管路。3、校验原有的排水泵以及管路能力和新排水管路选型计算矿井正常涌水量262m3/h，最大涌水量394m3/h，排水高度287 m（包括吸水高度和地面水处理附加水头共13m）。管道敷设倾角27。、校验原有的排水泵以及管路工作能力（单泵单管工作）排水管路（管路淤积后）特性方程为：H=287+0.002017Q2在水泵工作特性曲线上作管路特性曲线得水泵工况点M1(见图6-3-1)，则单台泵工作工况：Qm=181m3/h，Hm=353m，m=73.2%。电动机校验管路未淤积情况下排水管路特性方程为：H =287+0.0012Q2，单台水泵工况点M2 (见图6-3-1)工作参数：Qm=194m3/h，Hm=332m，m=71.2%，则电机所需功率为： 1020332194P= 1.1=276kW 10236000.712水泵所配电动机隔爆型电动机10 kV 、280kW，满足要求。、新排水管路选型计算（双泵单管工作）估算排水管直径dp根据计算，排水管路选用D2457无缝钢管一趟，沿副斜井敷设，将矿井涌水直接排到地面。每台泵吸水管选用D2037无缝钢管。依据排水管路特性方程式H=287+0.000423Q2（管路淤积后），在D155-677型两泵性能并联曲线上作管路特性曲线，二者的交点即为水泵的并联工况点Mb：Q =372 m3/s，H=345.6 m，= 72.5 %。单台泵流量186 m3/s。电动机的选择：电动机功率按照煤矿井下排水设计规定中关于“选择水泵电动机容量应以管路未淤积情况下的水泵轴功率为基础”，并留有一定的富裕系数”的规定进行选型。管路未淤积时排水管路特性方程为H=287+0.0002Q2，单台泵的工况值为Q =197.5m3/s，H=326m，=70.5%。单台泵流量197.5m3/s,所需电机功率：水泵所配电动机隔爆型电动机10 kV 、280kW，满足要求。水泵工作性能曲线参见图6-3-2，排水系统见图6-3-3。4、排水时间：矿井正常涌水时期2台D155-677型水泵并联工作于一趟D2457无缝钢管，排水能力372m3/s，每天排水时间16.9h；最大涌水时期，三台D155-677型水泵工作，其中两台水泵工作一趟D2457无缝钢管，一台水泵工作于一趟D1807无缝钢管，排水能力553m3/s，每天排水时间17.1h，均满足煤矿安全规程第二百七十八条的要求。二、13采区+164水平排水设备下山涌水量按面积和降深计算为全矿井涌水量的0.4。采区下山正常涌水量105m3/s，最大涌水量158m3/s，排水高度56m（含吸水高度和附加水头），排水斜长约131m。根据涌水量及排水高度，选用MD155-303型离心水泵三台，水泵配 型防爆电机，660V，75kW，1480r/min；正常涌水期，一台工作，一台备用，一台检修；最大涌水期，两台工作。为减少吸水损失，配备ZPBG型喷射泵装置，采用无底阀排水。排水管路选用D1806mm焊接钢管两趟，采用管接头连接，沿13采区轨道下山敷设。正常涌水期，一台泵工作于一趟排水管路，另一趟管路备用，排水能力为165 m3/s，日排水时间15.3h；最大涌水期，两台泵分别工作于两趟排水管路，排水能力为330 m3/s，日排水时间11.5 h；第四节 压缩空气设备按国家安全生产总局安监总煤行2007167号关于所有煤矿必须立即安装和完善井下通讯、压风、防尘供水系统的紧急通知和河南煤矿安全监察局转发豫北分局豫北煤安200761号关于重申完善煤矿八项安全要求的通知文的规定，为进一步提升煤矿安全基础管理水平，促进煤矿安全生产，同时为应对发生事故灾难后抢险救灾工作创造条件，根据矿井巷道布置，设计了压风自救系统。系统包括地面压风机站、压风管网和压风自救装置。一、设计依据矿井用风量：、井下主要风动工具用风量：井下一个岩巷掘进头，主要风动机械设备见下表： 表6-4-1名 称型号总台数/工作台数单台耗气（m3/min）总耗气量（m3/min）气腿式凿岩机ZY244/22.85.6风 镐FG-8.33/21.2 2.4混凝土喷射机HPH72/177、井下采区压风自救最大用风量：500.3+100.1=16 m3/min、井下用风点距地面空压机房最远输送距离：约1200m。二、压缩空气需要量计算1、井下采掘设备需气量计算、掘进时耗气量 式中： 1漏风系数； 2机械磨损系数；mi同型号风动工具同时使用数量；qi每台风动工具耗气量；ki同型号风动工具同时使用系数；海拔高度修正系数； 、喷浆时的耗气量2、采区压风自救系统需气量计算： Q自= 1.216=19.2 m3/min 三、空压机选型在矿井地面工业广场安设两台LGF-110-20/0.7型双螺杆式空气压缩机，一用一备，单台排气量20m3/min，工作压力0.7Mpa，配380V，110kW电动机。空压机站设在工业广场内，空压机呈单列布置。空压机采用设备自带的风冷系统进行冷却。四、压风管路根据压缩空气输送距离，压风主干管路（地面、井筒和井下主巷道）采用D1025无缝钢管，其它管路采用D894.5（焊接钢管）、D504.0（焊接钢管）等。管路采用快速管接头焊接连接为主，局部采用法兰连接。井下压风管路从空压机房至副井口段埋地敷设，埋深0.7m ,在副井入口处，通过一个油水分离器后下井，再沿井筒敷设至井下各用风点。五、附属设备为方便压风设备的检修与维护，空压机房设起重量，其重能力6t。六、其他在距采掘工作面50m以外的巷道中，每隔50m都安装一组压风急救袋（包括阀门、呼吸套管、头套），每组急救袋的数量5个，每个自救袋必须保持压气0.3m3/min。大巷每隔100m设一组，每组急救袋的数量5个。压风管道所到之处，必须有电话。第十章 电 气第二节 电力负荷矿井电力负荷统计见表10-2-1。矿井电力负荷计算结果综合如下：矿井设备装机总台数75台矿井设备工作总台数50台矿井用电设备装机容量3564kW矿井用电设备工作容量2844kW最大涌水时，考虑最大负荷同时系数，主副井地面变电所母线计算负荷计算有功功率：1494kW计算无功功率：1199kvar计算视在功率：1916kVA自然功率因数：0.78为提高矿井电力负荷的功率因数，在地面变电所10kV母线上装设两套无功补偿成套装置，对无功负荷进行集中补偿，装设电容器容量600kvar，实际补偿容量为544var。也在低压380V母线上装设两套无功补偿成套装置，对无功负荷进行集中补偿，装设电容器容量160kvar，实际补偿144 kvar。补偿后主副井地面变电所10kV母线容量计算有功功率：1494kW计算无功功率：511kvar计算视在功率：1579kVA功率因数：0.95补偿后主副井地面变电所380V母线容量计算有功功率：337kW计算无功功率：119kvar计算视在功率：358kVA功率因数：0.94吨煤电耗：25.32kWh变压器选择见表10-2-235表10-2-1 矿井电力负荷统计表序号负荷名称电压(KV)设备数量设备容量需用系数costg最大负荷最大负荷利用小时年耗电量(万KWh)备注全部工作全部工作有功无功视在一地面负荷1 主井上部皮带0.38 1 1 75.0 75.0 0.65 0.80 0.75 48.75 36.56 60.94 5280 25.74 2 副井绞车0.38 1 1 110.0 110.0 0.84 0.80 0.75 92.40 69.30 115.50 3630 33.54 3 副井井口房0.38 2 2 6.0 6.0 0.68 0.75 0.88 4.08 3.60 5.44 3630 1.48 4 水源井0.38 1 1 22.0 22.0 0.65 0.80 0.75 14.30 10.73 17.88 2500 3.58 5 地面生产系统0.38 10 6 50.0 50.0 0.65 0.75 0.88 32.50 28.66 43.33 2500 8.13 6 锅炉房0.38 6 6 35.0 35.0 0.62 0.75 0.88 21.70 19.14 28.93 3000 6.51 7 空气加热室0.38 2 2 11.0 11.0 0.70 0.70 1.02 7.70 7.86 11.00 1500 1.16 8 日用消防泵0.38 2 2 22.0 22.0 0.60 0.75 0.88 13.20 11.64 17.60 3000 3.96 9 室内外照明0.38 45.0 45.0 0.80 0.80 0.75 36.00 27.00 45.00 2500 9.00 10 矿井水处理0.38 5 3 36.0 36.0 0.60 0.80 0.75 21.60 16.20 27.00 6120 13.22 11 压风机0.38 2 1 220.0 110.0 0.75 0.80 0.75 82.50 61.88 275.92 4000 33.00 小计32 25 632 522 0.79 374.73 292.56 475.41 106.31 地面计算负荷（取kx=0.9）0.79 337 263 427.87 补偿144 补偿后0.94 337 119 357.74 二井下高压设备井下主排水泵(正常涌水量)10 4 2 1120 560 0.99 0.80 0.75 554.40 415.80 693.00 5155 285.79 井下主排水泵(最大涌水量)10 4 3 1120 840 0.99 0.80 0.75 831.60 623.70 832.65 426 35.43 三中央变电所低压1 11031轨道顺槽掘进面0.66 7 3 71.6 71.6 0.50 0.65 1.17 35.80 41.85 55.08 3000 10.74 2 13030运输顺槽掘进面0.66 7 3 71.6 71.6 0.50 0.65 1.17 35.80 41.85 55.08 3000 10.74 3 11091工作面0.66 11 6 145.0 145.0 0.68 0.70 1.02 98.60 100.59 140.86 3000 29.58 4 13轨道下山绞车0.66 1 1 22.0 22.0 0.80 0.70 1.02 17.60 17.96 25.14 4455 7.84 5 13运输下山皮带0.66 1 1 37.0 37.0 0.80 0.75 0.88 29.60 26.10 39.47 4000 11.84 6 转载皮带和运输大巷皮带0.66 2 2 44.0 44.0 0.80 0.80 0.75 35.20 26.40 44.00 4000 14.08 7 井下13采区排水泵(正常涌水量)0.66 3 1 225 75 0.85 0.80 0.75 63.75 47.81 79.69 4667 29.75 井下13采区排水泵(最大涌水量)0.66 3 2 225 150 0.85 0.80 0.75 127.50 95.63 159.38 690 8.80 8 主井下部皮带0.66 1 1 75.0 75.0 0.65 0.80 0.75 48.75 36.56 60.94 5280 25.74 9 照明0.13 25.0 25.0 1.00 0.65 1.17 25.00 29.23 38.46 8640 21.60 小计33 19 716 641 0.74 454 416 615.78 170.71 计算负荷（取kx=0.9）0.74 408 375 554.20 四风井地面负荷1 地面风机0.38 4 2 360.0 180.0 0.44 0.80 0.75 79.74 59.81 99.68 8760 69.85 2 其他0.38 2 2 20.0 20.0 1.00 0.90 0.48 20.00 9.69 22.22 2000 4.00 合计6 4 1096.2 841.2 0.82 99.74 69.49 121.56 合计主副井正常涌水量69 46 2468 1648 0.77 1319 1077 1702.85 主副井最大涌水量69 47 2468 2003 0.78 1660 1332 2128.75 672 主副井计算负荷（取kx=0.9）0.78 1494 1199 1915.88 高压补偿后负荷0.95 1494 511 1579.19 五全矿井全矿井正常涌水量75 50 3564 2489 0.78 1419 1146 1824.08 全矿井最大涌水量75 51 3564 2844 0.78 1760 1402 2250.05 吨煤电耗22.40 表10-2-2 变压器选择表编号名 称变电所母线上的最大总容量设备容量(kw)最大负荷之重合因数变电所母线上的最大计算容量最大负荷之功率因数变压器选择有效kW无效kVar总kVA有效kW无效kVar总kVA数量及容量kVA负荷率容量保证系数备注1234567891011121314一一主副井地面变电所10kV母线负荷1660133221290.91494119919160.78电容器补偿544补偿后149451115790.95二主副井地面变电所0.38kV母线负荷3752934750.93372634280.791443371193580.9424000.91.11一用一备三井下中央变电所0.66kV母线负荷4544166160.94083755540.7426300.881.14一用一备四风井变电所0.38kV母线负荷99.769.51222250（利用）0.761.3一用一备第三节 送变电二、10kV变电所技术特征1、电气一次部分主副井工业广场内布置10kV变电所一座，电气设备为室内布置。配电室为单层建筑。10kV变电所设防雷和保护接地装置。全部接地电阻要求小于0.5。10kV装置为固定式金属封闭高压开关柜，选用XGN-10型高压开关柜，XGN-10布置12台（矿方已有6台，再购买6台），室内单排布置，单母线分段接线。为提高矿井用电功率因数，减少电能损耗，提高电气设备利用率，在10kV变电所10kV母线上安装600kvar电容器，实际补偿总容量为544kvar，室内安装方式。矿井变电所0.4kV低压侧为单母线分段接线，设置S9-400/10，10/0.4kV，400 kV变压器2台，一用一备。在每段母线上安装80kvar电容器进行补偿。低压配电装置选用GGD2型固定配电柜11台（矿方已有7台，再购买4台）。10kV、380V接线系统图见附图。2、电气二次部分变电所继电保护和自动装置均按国家标准给予改造。10kV线路分别装设过流、速断、接地等保护装置；3、防雷接地为防止雷击，10kV电源线路进变电所处设避雷器。为防止大气过电压的侵入，在10kV母线上装设避雷器。10kV变电所的保护接地网，以水平敷设的扁钢接地带为主，辅以钢管接地极。所有电气设备及其构架、基础槽钢、电缆支架等均应与接地网可靠联接。接地网总接地电阻不大于0.5。第四节 地面供配电主副井地面变电所采用两台S9-400/10 10/0.4kV 变压器，以380V双回路电缆向副井提升机、主斜井皮带、矿灯房、压风机房、井口房等动力负荷供电。以380V单回路电缆向机修车间、坑木房、材料库、锅炉房及办公楼等动力设备及室内外照明供电。风井地面变电所利用矿井已有的两台S9-250/10 10/0.4kV 变压器，以380V双回路电缆向通风机房供电。工业场地动力线网主要采用直埋和电缆沟两种敷设方式。室外照明线网采用直埋和电缆沟两种敷设方式。室外照明由路灯控制箱集中控制。工业场地高于15m的建筑物、构筑物采用避雷针或避雷带进行防雷保护，其接地装置利用建筑物、构筑物基础或钢管接地极，其接地电阻不大于规范要求。第五节 井下供配电一、 井筒电缆选择井下最大负荷为：正常涌水时： 计算有功功率：866kW 计算无功功率：712kvar 计算视在容量：1121kVA最大涌水时： 计算有功功率：1116kW 计算无功功率：899kvar 计算视在容量：1433kVA根据电缆载流量，考虑电压损失，按经济电流密度，入井电缆选用2根MYJV3210000、3x50mm2煤矿用交联聚乙烯绝缘粗钢丝铠装聚氯乙烯护套电力电缆，沿副井敷设至井底中央变电所。二、井下中央变电所接线系统及设备选型根据矿井开拓方式、排水及采掘机械设备布置，在副井底+158水平改造原有的中央变电所。井下变电所高压母线为单母线分段接线。中央变电所选用两台KBSG-630/10 10/0.69kV 630kVA矿用隔爆型干式变压器，