(新)绞车八大保护计算整定新
电流计算
矿井负荷计算一、 系统电抗35KV 变电所6KV 系统电抗为：1.125二、 地面负荷计算及保护定值整定： 1、主井绞车 （1）、高压电缆选择主井绞车供电电压6KV ，额定功率Pn ＝1250KW 。
A COS U PeIe 16075.06312503=⨯⨯=Φ⨯⨯=电缆为YJV32-6 3*95 230M,载流量为231A ，满足要求。
（2）、高压电缆末端短路电流计算：查表YJV32-6 3*95电缆 R 0=0.226Ω/Km,X 0=0.06Ω/Km,长度为230m 。
高压电缆电阻、电抗： R L =0.226*0.23＝0.05198Ω X L ＝0.06*0.23＝0.00138Ω ∑R 1=0.05198Ω∑X 1=X X +X L1=0.446+0.00138＝0.44738Id (3)=1.15 Id (2)=1.15*6993=8042AAX R UeId 69934473.005198.026300)()(22222)2(=+=+=∑∑⑶、保护整定： ① 过流整定：② 主井绞车的计算电流为160A 。
I Z ＝1.2Ie ＝1.2×160＝192A, 整定为195A ②短路整定：启动电流I Q e ＝6×160＝960A ， 过流I 段I Z ＝990A,过流II 段I Z ＝900A,时间定值0.5S 。
③灵敏度校验：5.179906993)2( ==Iz Id 满足灵敏度要求。
2、副井绞车 (1)、高压电缆选择：副井绞车供电电压6KV ，额定容量Pn ＝800KW 。
电缆为VV22-6 3*95 280M,载流量为231A ，满足要求。
(2)、高压电缆末端短路电流计算：查表YJV32-6 3*95电缆 R 0=0.226Ω/Km,X 0=0.06Ω/Km,长度为280m 。
高压电缆的电阻、电抗： RL=0.226*0.28＝0.06328Ω XL ＝0.06*0.23＝0.0168ΩPe800ACOS U Ie 10275.063=⨯⨯=Φ⨯⨯=∑R 1=0.06328Ω∑X 1=X X +X L1=0.446+0.0168＝0.4628ΩA X R UeId 67434628.006328.026300)()(22222)2(=+=+=∑∑Id (3)=1.15 Id (2)=1.15*6743=7754A ⑶、保护整定： ①过流整定：副井绞车的计算电流为102A 。
绞车提升计算及安全技术措施
一、概述煤矿现设3台主绞车，具体概况如下：（1）副斜井现使用型号为JSDB-19的绞车，计划7月底改用JTPB-1.2×1.2P型绞车，副斜井提升运输长度530米；（2）K1轨道下山使用JTPB-1.6×1.5P型绞车，提升运输长度960米；(3)行人井使用JTPB-1.2×1.2P型绞车，提升运输长度分别为一段195米二段330米；（4）主要提升矿车容量为0.7m3和1.1m3两种型号矿车（5）3台绞车提升钢丝绳采用Ø21.5mm的钢丝绳，为了确保矿车在提升过程中运输安全以及矿井安全生产的顺利进行，特编制本安全技术措施，各相关单位必须严格贯彻执行。
二、3台绞车技术参数及验算如下：（一）JTPB-1.2×1.2P型绞车（使用地点：副斜井绞车硐室，计划7月底开始使用，替换现JSDB-19型绞车）一）、提升技术参数1、提升坡度：7°；2、提升长度：530m，绞车实际容绳584 m；3、提升方式：单绳提升；二）、绞车技术参数；1、提升绞车电机功率:P=75KW；2、绞车最大牵引力；F1;3、钢丝绳规格：Ø21.5mm，1.658kg／m;4、绞车最大转速：V=2.5m/s;5、备用系数：A=1.05;6、η——电机有效功率取0.9;7、F1=P×η×1000/A×V=75×0.9×1000/1.05×2.5=25714N;8、绞车型号：JTPB-1.2×1.2P三）、绞车钢丝绳强度及绞车牵引力验算（按提升最大物件，副斜井井口至绞车硐室）：验算所需技术参数：1、K——安全系数;2、T——串车提升矿车个数;3、Q Z——钢丝绳破断拉力和为237000N;4、W Z——串车提升时钢丝绳所受最大静拉力;5、Q——矿车自重:564kg；6、Q b——最大载重重量：1500kg；7、P——每米钢丝绳质量:1.658kg／m；8、L——提升长度：530m；9、F——矿车运行阻力系数：取0.015；10、f——钢丝绳运行阻力系数：取0.15；11、F1——绞车最大牵引力；K=Q Z／W＞6.5;已知绞车最大牵引力F1，则提升矿车个数T为：F1=[T（Q+Qb）(sinａ+Fcosａ)+PL(sinａ+f′cosａ)]g;T=F1-PL(sinａ+f′cosａ)g/（Q+Qb）(sinａ+Fcosａ)gT=25714-1.658×530×(0.1218+0.15×0.9925)×9.8/(564+1500)×(0.1218+0.9925×0.015)×9.8=8.45根据计算结果：Ф21.5（6×19）的钢丝绳可以提升载重量1500kg/辆的1.1m3的矿车8辆；根据矿井具体生产条件及运输状况，取6辆矿车；当提升8辆提升载重量1500kg/辆的矿车时，钢丝绳最大静拉力为：W Z =[T（Q+Qb）(sinａ+F×cosａ)+P×L×(sinａ+f′cosａ)]×g=[6×（564+1500）×（0.1218+0.015×0.9925）+1.658×530×（0.1218+0.15×0.9925）]×9.8=18919N;安全系数：K=Q Z／W Z＞6.5=237000／18919=12.5＞6.5;验算结果：钢丝绳强度及绞车牵引力满足提升8辆满负荷矿车的要求;四）绞车电机功率校验：电机功率：P实际=K备×Wz×V.／1000×η=(1×18919×2.5)/1000×0.9=42.56KW＜75KWK备——电机功率备用系数取1.0；V——卷绳平均速度取2.5m／s；Wz——钢丝绳提重车时所受最大静拉力为18919N;η——电机有效功率取0.9；经验算电机功率满足提升6辆1.1m3矿车的要求。
提升绞车的常用闸和保险闸制动计算
提升绞车的常用闸和保险闸制动计算提升绞车的常用闸和保险闸制动时，每个闸所产生的制动力矩与实际提升最大静荷重旋转力矩之比K值都不得小于3。
当常用闸或保险闸制动轮与滚筒同轴时，由于制动轮直径和滚简直径不同，制动安全系数不能直接用制动力与最大静张力之比，必须用制动力矩与最大静荷重旋转力矩之比，即：K=FzRz/FrRr式中Fz——制动力；Rz——制动轮半径Fr——钢丝绳最大静张力；Rr——钢丝绳提升中心到滚筒轴中心的旋转半径。
当常用闸或保险闸制动轮与滚筒不同轴时，还应将减速比和传动效率计算在内，即K=(FzRz/FrRr)×i·η式中 i——减速比；η——减速器传动效率常用冷闸和保险闸的作用是在需要时，能可靠地使提升系统停止运行。
要使提升系统可靠地停止运行，每个闸的制动力矩只比最大静荷重旋转力矩大是不够的，还必须克服系统的转动惯量才能停住车。
在充分考虑了重物下放时，制动力矩要克服最大静荷重和较大的系统转动惯量再有一定的安全系数后，确定K不得小于3。
由于保险闸是在紧急情况下自动施闸的，如果系统转动惯量小，会使制动减速度大于提升容器的自然减速度，导致松绳，提升容器反向冲击，易断绳跑车。
可使K≥2，因为上提重物停车时，钢丝绳承受的最小冲击张力是最大静张力的2倍。
当K<2时，停车会不可靠，所以保险闸的K值不得小于2。
工作闸由于是人工控制施闸，不能造成施闸太急松绳跑车，必须K不得小于3。
保险制动的K值不小于2的第2个原因是，当前主井提升还没有全部达到定重装载，或定重装置失效时，提升容器将被装满为止，而货载在矸石多、水大(尤其是综合采煤放顶时，有时肝石很多)时，一台9t箕斗容积10.6m3，可能装载达到10.6×1.6=17t，一台12t箕斗容积为13.2m3，装载量可以达到22t。
如果是等重平衡绳提升，最大静张力将达到额定值的1.8～1.9倍，如果保险制动K值达到2，就会因过载提升中过流保护动作停电制动不住而坠斗。
煤矿井下电气整定计算说明
煤矿井下电气整定计算说明鑫隆煤矿井下电气整定计算说明第一部分过载整定一、过流整定细则说明：1、馈电开关（含移变低压侧）中过载长延时保护电流整定按实际负载电流值整定。
实际整定时，应计算其保护干线所有负载的额定电流之和，根据各负载运行情况，乘一需用系数。
公式：I z=K∑Ie式中：I z——过载保护电流整定值，A；∑Ie ——保护干线中所有电机额定电流之和，A;K——需用系数，取0.5~1。
2、馈电开关（含移变低压侧）中电子保护器的短路保护整定，取其保护干线中最大负载电机的起动电流，加其余电机的实际电流之和。
公式：I z=IQe+K∑Ie式中：I z——短路保护电流整定值，A；IQe——最大负载电机起动电流，A;∑Ie ——其余电机额定电流之和，A;K——需用系数，取0.5~1。
3、电磁起动器中电子保护器的过载电流I z整定以负载电机的额定电流为依据，根据控制开关的整定方式取其近似值。
当运行中电流超过I z时，即视为过载，保护延时动作；当运行中电流超过8倍的I z 值时，即视为短路，保护器瞬间动作。
4、馈电开关短路电流的可靠动作校验，应计算出其保护干线最远端两相短路电流，除以其短路保护整定值，灵敏度系数不小于1.5。
公式：式中：Id(2)——被保护干线最远端两相短路电流，A；I z——馈电开关短路电流整定值，A；1.5——可靠系数。
5、电磁起动器短路电流的可靠动作校验，应计算出所带负载电机处最远端两相短路电流除以8倍的过载定值，灵敏度系数不小于1.2。
公式：式中：Id(2)——被保护干线最远端两相短路电流，A；I z——电磁起动器短路电流整定值，A；1.2——可靠系数。
6、高压配电装置，应根据其保护干线中移动高压侧过流整定值进行整定。
7、移动变电站高压侧整定以低压侧整定电流除以该移变的高压变比，取其近似值（10KV→690V,变比取14.5；10KV→1200V,变比取8.3）。
8、本细则参照《煤矿井下供电的三大保护细则》（煤矿工业出版社）第一章第二节制定。
保护整定计算方法
次侧（继电器）动作阻抗: Z dz.j = Z 'dz.bn L n y110KV 线路（与B1的联络线）保护配置及整定计算、保护配置：1、 配置三段式相间距离保护（I , II 段为方向阻抗特性，ill 段为偏移阻抗特性, 偏移度0=0.2）2、 配置三段式接地距离保护（I , II , Ill 段皆为零序电抗特性）3、 采用三相一次重合闸（采用位置不对应启动，与保护之间采用后加速配合， 因两侧皆有电源，故一侧检测无压另一侧检测同期）、保护整定计算1、TA 、TV 变比的选择: TA 变比选择:则TA 计算变比为：I fh.e /5选择TA 实际标准变比n L 不小于并趋近于计算变比（保证实际二次额定电流不超 过5A ） =保护安装处电压等级的 额定电压保护二次额定电压2、相间距离I 段整定计算一次侧（保护）动作阻抗：Z '.b = K 'Z L .B = K 'X L.B /sin 讪 （Z L .B :本线路阻抗）一次负荷电流:TV 变比选择:=110/0.1F410KV dlO50km 30km-114S fh.eP fh.e /COS：f继电器整定阻抗：Z ' = Z 'dz.j 最大灵敏角 枷=70 °确定动作时限t ' =0s 3、相间距离II 段整定计算•••助增电源一分支系数 K fz T >1,而距离II 段整定时K fz 应取最小值K fz.min •••应考虑无助增电源情况，即 K fz =K fz.min = 1 ① 考虑与相邻线路配合：Z 'z.b = K''(Z L .B + K 'Z L .X )= K 'k (X L.B + K'k X L.x )/sin d © (Z L .B :本线路阻抗;Z L .X :相邻线路阻抗;K' k 取 0.8) 若有多条相邻线路，则应分别考虑与这些相邻线路配合 ② 考虑与相邻变压器配合：(Z *B1(H-M):变压器B1咼-中压侧间的阻抗标幺值；Z *B1(H-L) : B1咼-低压侧间的 阻抗标幺值；U e.b 保护安装处电压等级的平均电压；S j ：基准容量；K' k 取0.7) 若有多台相邻变压器，则应分别考虑与这些相邻变压器配合 取①，②中较小者作为最终的Z 'Z.bdz.j = Z dz.bZ ' zd = Z ' dz.j ©m =70校验灵敏度：K im = Z 'z.b / Z L .B (若>1.25，则满足要求)确定动作时限t ' ' =0.5s 若不满足要求，则采取以下措施：保留(也可不保留)不灵敏II 段另外增加一个灵敏II 段，使其与相邻元件的II 段去配合 例如：与相邻的接入无穷大系统的 20km 线路的II 段配合：U 2Z ' dz.b = K ' k (Z L .B + Z *B1(H-M)u e.b S j )=K ' [(X L.B /sin C 4)+X *B1(H-M)U ；b S jZ ' dz.b = K ' k (Z L .B + Z *B1(H-L)u e.b S j)=K 'k [( X L.B /sin d ©+X *B1(H-L) *u ；b S jn LZ'd'= K' k1‘{( X L.B/sin d©+ K'k2 K X L.x/sin d©+X*B(M-H)•—]}S j(K''取 0.8; K''取 0.7) 确定动作时限t '' =1s 再次校验K lm = Z '' / Z L .B4、相间距离III 段整定计算Z ' dz.b'磧 Z fh.min /( K k K zq K h )Z ' dz.j k =fZ '由于：X = (Z dz.j.)])汁(a zd ) + 2 Z dz.j. © f Z a ■ cos(i-如)2 2 2Y = (Z dz.j. © + (Z zd ) — 2 Z dz.j. ©Z zd • COS©-聊)2 2 2最小负荷阻抗:_ (0.9U e.b )2.min =P fh / COS®f(K h —般取 1.15)dz.b.n Lf —n YX + 丫 =[(1 + a )zd ]/曰 2 2 得：a Z z d + Z dz.j. (• — a Z zd ■ COS(|- ©f ) — (Z dz.j. © =0Z ' '=(_)2cos 2(d」f)—)cos(d・)Z dz.j. ©f2 ©校验灵敏度:作为近后备时：K im = (Z ' ' —)/ Z L .B作为远后备时：校验远后备时，若存在分支，则分支系数K fz 应考虑最大值K fz.max ，故应考虑助增电源的情况。
绞车十大保护原理说明
绞车十大保护原理说明标准化管理处编码[BBX968T-XBB8968-NNJ668-MM9N]绞车十大保护原理说明1.过卷保护：当提升位置超过正常提升位置0.5m时，深度指示器上的顶杆会碰到安设在深度指示器上面的行程开关，该行程开关的常闭触电接入安全回路中，过卷时，可以断开安全回路，使盘形闸抱闸。
另外通过井架上的行程开关也可以达到此目的。
原理与上述相同。
此外PLC内，还独立有过卷保护。
2.松绳保护：在出绳口外安装两个行程开关，当松绳时，行程开关动作，能够实现声光报警。
3.闸瓦磨损保护：安设在盘形闸上，当闸板磨损超限时，能够实现声光报警。
4.弹簧疲劳保护：安设在盘形闸上，当弹簧疲劳使得闸间隙超过2mm时，能够实现声光报警。
5.减速功能保护：安设在深度指示器上。
当到达减速点时，安在深度指示器上行程开关动作，使得提升机只能加2步电。
另外在PLC内，通过设置的深度，还有独立的减速功能保护。
6.紧急制动：安设在操作台上，当出现紧急情况，需要停车时，可以踩下紧急制动，使安全回路断电，从而使得盘形闸抱闸。
7.等速超速保护：当提升速度达到提升机速度最大值的120%时，通过PLC能断开安全回路，从而使得盘形闸抱闸。
8.减速限速保护：当提升机达到限速点后，如果速度超过2m/s时，会通过PLC断开安全回路，从而使得盘形闸抱闸。
9.过负荷欠电压保护：当提升机电压低于90%或者提升机的负荷超过设计提升能力时，4m绞车会通过高压综合保护装置使得高压真空断路器线圈断电，3.5m绞车通过失压脱扣线圈动作，使得真空断路器线圈断电，从而使得安全回路断开。
10.断轴保护：安设在深度指示器上，通过传感器和磁钢作用给PLC输入信号，当深度指示器失效时，能断开安全回路，从而使得盘形闸抱闸。
绞车提升八大保护措施
绞车提升八大保护
1、防止过卷装置：当提升容器超过正常终端停止位置（或出车平台）0.5米时，必能自动断电电，并能使保险闸发生制动作用。
2、防止过速装置：当提升速度超过最大速度15%时，必须能自动断电，并能使保险闸发生制动作用。
3、过负荷和欠电压保护装置。
过负荷继电器直接在主电路或电流互感器二次电路中，当电动机实际电流大于整定电流时，欠电压保护装在电源开关柜内，电压低于允许值时，电源开关自动脱扣跳闸。
4、限速装置：提升速度超过3m/S的绞车必须装设限速装置，以保证提升容器到达终端位置时的速度不超过2m/s。
如果是限速装置为凸轮板，其在一个提升行程内的旋转角度应不小于270度。
5、深度指示器失效保护装置：当指示器失效时，能自动断电并使保险闸发生作用。
6、闸间隙保护装置：当闸间隙超过规定值时，能自动报警或自动断电。
7、松绳保护装置：缠绕式提升绞车必须设置松绳保护装置并接入安全回路和报警回路，在钢丝绳松驰时能自动断电并报警。
8、减速功能保护：当提升容器到达减速位置时，能示警开始减速。
减速保护分为：1、自由滑行减速方式2、机械制动减速方式3、电气制动减速方式。
高压继电保护整定计算
高压继电保护整定计算目录35KV中央变电所开关继电保护整定值 (1)35KV变电所主变差动保护定值 (2)地面高压供、配电场所 (3)井下中央变电所继电保护定值 (5)采区继电保护定值 (6)矿井各变电所、高压配电硐室短路电流 (9)矿井高压供电线路短路电流计算 (10)35KV变电所整定计算 (21)地面高压配、供电场 (44)中央变电所继电保护计算整定 (52)采区高压继电保护整定 (66)35KV中央变电所开关继电保护整定值35KV变电所主变差动保护定值地面高压供、配电场所井下中央变电所继电保护定值采区继电保护整定矿井各变电所、高压配电硐室短路电流矿井高压供电线路短路电流计算邱集煤矿35KV 变电所供电一路来自来自齐河变电站，架空线路采用，LGJ-120长度44.5KM,短路容量348.1MV A ；另一路来自赵官变电站，LGJ-150长度7.5KM 。
两台主变8MV A,一台运行,一台冷备.下井供电采用交联聚氯乙烯铠装电缆四路供电,采区供电采用双回路交联聚氯乙烯铠装电缆,一路运行，一路带电热备。
(一)、选取基准容量：S j =100MV A 。
计算d 1点时选取U j1=37KV I j1=KA 56.17331001Uj 3Sb =⨯= 计算d 2, d 3, d 4, d 5, d 6 d 7, d 8, d 9, d 10, d 11, d 12点时选取U j2=6.3KV I j2=KA 16.93.63100Ub23Sb =⨯=(二)、计算各元件的电抗标么值： 电力系统: X x *=287.01.348100S S dj ==输电线路L 1： X L1*=X 0l 12jj U S =0.4×44.5×237100=1.27 变压器： X b *=U d %bj S S =0.0756×8100=0.945 下井电缆L 2：X L2*= X 0l 22jj U S =0.08×0.6×23.6100=0.1212 中央变电所至东翼变电所L3：X L3*= X 0l 32jj U S =0.08×0.8×23.6100=0.16中央变电所至东八变电所L4：X L4*= X 0l 42jj U S =0.08×2.5×23.6100=0.5 中央变电所至西部采区变电所L5： X L5*= X 0l 52jj U S =0.08×1.1×23.6100=0.2222 东八变电所至东八上部移变L6： X L6*= X 0l 62jj U S =0.08×0.32×23.6100=0.064 东八变电所至东八中部变电所L7： X L7*= X 0l 72jj U S =0.08×1.1×23.6100=0.2217 西部采区变电所至西三移动变电站L8：X L8*= X 0l 82jj U S =0.08×1.2×23.6100=0.2424 东八中部变电所至东八中部移变L9: X L9*= X 0l 92jj U S =0.08×0.2×23.6100=0.0403 东八中部变电所至东八底部变电所L10: X L10*= X 0l 102jj U S =0.08×0.9×23.6100=0.1814 西部变电所至西五变电所L11: X L11*= X 0l 112jj U S =0.08×2×23.6100=0.4031东八底部变电所至综采移变L12: X L12*= X 0l 122jj U S =0.08×0.5×23.6100=0.1008 西五变电所至西五中部变电所L13：X L13*= X 0l 132jj U S =0.08×0.9×23.6100=0.1814 西五变电所至综采移变L14：X L14*= X 0l 142jj U S =0.08×0.5×23.6100=0.1008XX *10.287X L1*21.27X B*30.945d1d240.121250.121260.121270.1212d390.580.16d4100.5d7d8d13d10d5d11d6d9d12d14XL2*XL3*XL4*X L5*XL6*X L7*X L8*XL9*X L10*X L11*X L12*X L13*110.2222120.2222电 抗 等 值 电 路 图130.064140.2217150.2217160.2424170.2424210.4013220.4013180.0403190.1814200.1814230.1008240.1814250.1814d15XL4*180.1008XL15*260.8465d16(三)计算各点短路电流d1点短路时短路电流（主变35KV 侧）:I d1*=∑*1X =0.64227.1287.01X *Xx 1*L1=+=+ ==1*1)3(1j d d I I I 0.642⨯1.56=1.002KAKA I Id d 868.02732.1002.123)3(1)2(1=⨯==MVAS KA I KA i d ch ch 64.20.642100 1.52352.11.002 2.55555.2002.1111=⨯==⨯==⨯=d2点短路电流计算（主变6KV 侧）：I d2*=0.4945.027.1287.01X X *Xx 1*b*L1=++=++ ==2*2)3(2j d d I I I 0.4⨯9.16=3.664KAKA I Id d 173.32664.3323)3(2)2(2=⨯==MVAS KA I KA i d ch ch 404.0100569.552.1664.39.34355.2664.3222=⨯==⨯==⨯= d3点短路电流计算（中央变电所）：395.041212.0945.027.1287.014X *Xx 1Id3**2**L1=+++=+++=L bX X==2*3)3(3j d d I I I 0.395⨯9.16=3.618KAKA I I d d 133.3618.32323)3()2(3=⨯== MVAS KA I KA i d ch ch 39.5395.0100 5.49952.13.6189.22655.2618.3333=⨯==⨯==⨯= d4点短路电流计算（东翼配电点）：713.016.041212.0945.027.1287.014X *Xx 1Id4**3*2**L4=++++=++++=L L bX X X==2*4)3(4j d d I I I 0.371⨯9.16=3.398KAKA I I d d 942.2398.32323)3(4)2(4=⨯==MVAS KA I KA i d ch ch 37.1371.0100165.552.13.398665.855.2983.3444=⨯==⨯==⨯= d5点短路电流计算（东八变电所）：33.05.041212.0945.027.1287.014X X *Xx 1Id5**4*2*b*L1=++++=++++=L L X X ==2)3(55j d I I I 0.33⨯9.16=3.022KA 617.22022.3323)3(5)2(5=⨯==d d I IMVAS KA I KA i d ch ch 3333.0100593.452.1022.3706.755.2022.3555=⨯==⨯==⨯= d6点短路电流计算（西部采区变电所）：363.02222.041212.0945.027.1287.014X X *Xx 1Id6**5*2*b*L1=++++=++++=L L X X ==2*6)3(6j d d I I I 0.363⨯9.16=3.325KA864.22325.3323)3(6)2(6=⨯==d d I IMVAS KA I KA i d ch ch 36.3363.0100054.552.1325.38.47955.2325.3666=⨯==⨯==⨯= d7点短路电流计算（东八上部移变）：323.0064.016.041212.0945.027.1287.014X X *Xx 1Id7**6*4*2*b*L1=+++++=+++++=L L L X X X==2*7)3(7j d d I I I 0.323⨯9.16=2.959KAKA I Id d 562.22959.2323)3(7)2(7=⨯==MVAS KA I KA i d ch ch 3.32233.0100498.452.1959.2545.755.2959.2777=⨯==⨯==⨯= d8点短路电流计算（东八中部变电所）：3073.02217.05.041212.0945.027.1287.014X X *Xx 1Id8**7*4*2*b*L1=+++++=+++++=L L L X X X==2*7)3(8j d d I I I 0.3073⨯9.16=2.815KAKA I Id d 438.22815.2323)3(8)2(8=⨯==MVAS KA I KA i d ch ch 73.307303.0100279.452.1815.2178.755.2815.2888=⨯==⨯==⨯=d9点短路电流计算（西部 变电所）：334.02424.02222.041212.0945.027.1287.014X X *Xx 1Id9**9*5*2*b*L1=+++++=+++++=L L L X X X==2*9)3(9j d d I I I 0.334⨯9.16=3.059KAKA I Id d 649.22059.3323)3(9)2(9=⨯==MVAS KA I KA i d ch ch 3.43334.010065.452.1059.37.855.2059.3999=⨯==⨯==⨯=d10点短路电流计算（东八中部移变）：0.3040403.02217.05.041212.0945.027.1287.014X X *Xx 1Id10**9*7*4*2b *L1=++++++=++++++=L L L L X X X X==2*10)3(10j d d I I I 0.304⨯9.16=2.785KAKA I Id d 412.22785.2323)3(11)2(10=⨯==MVAS KA I KA i d ch ch 4.03043.0100 4.22952.12.785021.755.22.785101010=⨯==⨯==⨯= d11点短路电流计算（东八底部变电所）：3.01814.02217.05.041212.0945.027.1287.014X X *Xx 1Id11**10*7*4*2*b*L1=++++++=++++++=L L L L X X X X==2*11)3(11j d d I I I 0.3⨯9.16=2.748KAKA I Id d 38.22748.2323)3(11)2(11=⨯==MVAS KA I KA i d ch ch 303.0100177.452.1748.2007.755.2748.2111111=⨯==⨯==⨯=d12点短路电流计算（西五变电所）：2943.04013.02424.02222.041212.0945.027.1287.014X X *Xx 1Id12**11*8*5*2*b*L1=++++++=++++++=L L L L X X X X==2*12)3(12j d d I I I 0.2943⨯9.16=2.696KAKA I Id d 335.22696.2323)3(12)2(12=⨯==MVAS KA I KA i d ch ch 29.439432.0100098.452.1696.2875.655.2696.2121212=⨯==⨯==⨯=d13点短路电流计算（综采移变）：2828.01008.01814.02217.05.041212.0945.027.1287.014X X *Xx 1Id13**12*10*7*4*2*b*L1=+++++++=+++++++=L L L L L X X X X X==2*13)3(13j d d I I I 0.2828⨯9.16=2.59KAKA I Id d 243.2259.2323)3(13)2(11=⨯==MVAS KA I KA i d ch ch 28.288282.0100937.352.159.2605.655.259.2131313=⨯==⨯==⨯=d14点短路电流计算（西五中部变电所）：2794.01814.04013.02424.02222.041212.0945.027.1287.014X X *Xx 1Id14**13*11*8*5*2*b*L1=+++++++=+++++++=L L L L L X X X X X==2*14)3(14j d d I I I 0.2794⨯9.16=2.559KAKA I Id d 216.22559.2323)3(14)2(14=⨯==MVAS KA I KA i d ch ch 27.492749.010089.352.1559.2525.655.2559.2141414=⨯==⨯==⨯=d15点短路电流计算（综采移变）：2858.01008.04013.02424.02222.041212.0945.027.1287.014X X *Xx 1Id15**14*11*8*5*2*b*L1=+++++++=+++++++=L L L L L X X X X X==2*15)3(15j d d I I I 0.2858⨯9.16=2.618KAKA I Id d 267.22618.2323)3(15)2(15=⨯==MVAS KA I KA i d ch ch 28.582858.0100979.352.1618.2676.655.2618.2141515=⨯==⨯==⨯=35KV 变电所整定计算邱集煤矿35KV 变电所高压保护采用微机保护单元，整定计算返回系数按0.95，CT 接线方式除主变差动保护采用星角补偿,35KV 侧采用星形接法,6KV 侧采用不完全星形接法,接线系数为1,计算式中未标出.四路下井并列运行。
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主提绞车保护装置整定一、过卷保护1、主提绞车房室外过卷高度计算提升过卷高度验算（4m3吊桶为例）绞车最大绳速为5.6m/sh4=H-(h1+h2+h3+0.5R)=25.87-（10.5+1.5+8.03+0.75）=5.09m，现场实际调整过卷高度为5.0m式中：H—为井架高度即井口水平到天轮平台的距离，25.87mh1—翻矸台高度，取10.5mh2—吊桶卸矸所需高度，1.5mh3—吊桶、钩头、连接装置和滑架的总高度h3=3.08+1.85+2+1.1=8.03mh4—提升过卷高度R—提升天轮公称半径，1.5m大于《煤矿安全规程》规定的3.29375m（根据《煤矿安全规程》第三百九十七条表6算的，满足施工要求。
根据《规程》第四百二十七条规定：当提升容器超过正常终端停止位置0.5m时，防止过卷装置能自动断电。
所以现场实际调整过卷高度为4.5m，即当提升容器超过正常终端停止位置0.5m时，该绞车的防止过卷装置动作断电，满足《煤矿安全规程》的要求。
2、主提绞车房室内过卷高度计算根据公司及处相关文件规定，当提升容器提升至终端位置以上0.2m位置时，室内过卷起作用，继续上提0.2m时，室外过卷起作用，所以室外过卷高度设置为4.6m二、过速保护主提绞车最大速度为5.6m/s，根据《煤矿安全规程》第四百二十七条规定：当提升速度超过最大速度的15%时，安全回路能自动断电。
所以现场设定值为：当提升速度超过最大速度的10%时，安全回路能自动断电。
即：5.6×（1+10%）=6.16m/s主提绞车过速保护整定值为：6.1m/s三、过负荷和欠电压保护过负荷：主提电机额定电流为117A时，当电流超过额定电流的1倍时，过负荷保护装置动作，自动切断电流回路。
即：117÷40=2.925A所以主提绞车过负荷保护整定值为：2.9A欠电压：主提绞车电机额定电压为6KV，当线路中电压低于额定电压的80%时，欠电压保护装置动作，切断电源。
主提绞车欠电压保护整定值为：6000V×80%=4800V四、减速功能保护装置高速提升下放物件时：距封口盘、吊盘60m的位置时进入减速点，减速功能保护装置、限速保护装置同时起作用，提升距封口盘、吊盘20m的位置时速度限至到2m/s,通过封口盘、吊盘时速度在1m/S 低速提升过程：低速提升最大速度为 1.5m/s，符合《煤矿安全规程》第四百二十七条规定。
提升下放设备构件时，提升机速度控制在匀速为2m/S，通过封口盘、吊盘时速度控制在1m/S五、限速保护1、绞车减速度a和爬行速度V c的确定根据《煤矿安全规程》第四百二十四条规定立井中升降人员时的加速度和减速度都不得超过0.75m/s2的规定和绞车的实际运行情况，我们将该绞车上行和下放时的减速度a定为0.5m/s2。
《煤矿安全规程》第四百二十七条规定绞车限速保护必须保证提升容器到达终端位置时的速度不超过2m/s；绞车司机操作规程规定立井施工用吊桶提升时绞车速度过封口盘、吊盘不得超过2m/s；公司机电处下发的《关于提升机保护的实现方式和检查方法及备用信号装置得实现方式的规定》中规定，限速保护需要达到的要求是提升容器下放时，距吊盘10m处的速度不得大于2m/s，提升容器经过吊盘时的速度不得大于1m/s。
综合以上所述，主提绞车上行和下放时的限速保护装置相关数据设定如下：1、提升过程：绞车提升容器以5.6m/s速度运行至距封口盘70m 的位置进入减速点时，绞车上安装的2个编码器产生模拟信号传输到PLC处理器内，绞车的限速保护装置开始起作用控制绞车减速，使吊桶运行至距封口盘20m处时，速度减至1m/s，然后绞车以1m/s的爬行速度匀速运行至翻矸平台。
2、下放过程：绞车下放容器以5.6 m/s运行至距吊盘70m位置时，绞车上安装的2个编码器产生模拟信号传输到PLC处理器内，绞车的限速保护装置开始起作用控制绞车减速，使吊桶运行至距吊盘20m处时，速度减至2m/s，然后距离吊盘10位置时绞车速度限制在1m/s，下放大件设备时，采用人工配合操作的方式将速度控制在0.3m/s。
上限速保护装置设定数据验证计算（2）、减速行程S rdS rd=(V初速度2-V末2)/2aS=(31.36-1)/1= 30.36m所以70-20=50m＞30.36m，上限速保护装置设定数据符合要求4、下限速保护装置设定数据验证计算（1）、减速段总时间t3t3= S rd=(V初速度2-V末2)/2aS=(31.36-1)/1= 30.36m所以70-20=50m＞30.36m，下限速保护装置设定数据符合要求六、深度指示器传动失效保护现场通过断轴保护装置实现，在低速爬行阶段速度为0.5m/S时，低速继电器释放将断轴保护装置的常闭点短接，在速度超过0.5m/S 时速度继电器吸合，常闭点断开，断轴保护利用接近开关测量脉冲数量，待脉冲数量少于规定要求时，断轴保护常闭点断开，安全回路失电，绞车进行安全制动。
七、闸间隙保护根据《煤矿安全规程》规定：盘形闸闸间隙不大于2mm.现场调试为1.0mm。
如果盘形闸闸皮磨损严重或者由于盘形闸内在的原因在敞闸时，使闸间隙大于2mm，闸间隙保护装置就会以声光信号形式，发出警报。
八、松绳保护现场采用在出绳口托绳轮上端位置安装一组光电开关，当钢丝绳松弛时触碰到托绳轮时，组光电开关起作用就会以声光信号的形式，发出警报。
九、信号闭锁保护主提绞车房采用KXT20矿用斜井信号通讯装置，此信号装置分为三个主机，吊盘、信号室、绞车房各放置一个，信号通讯装置与绞车PLC处理器连接，绞车通过PLC程序控制绞车高压换向柜和转子控制柜实现信号闭锁，当井口主提信号工发出信号，信号传输到信号装置内，信号箱内中间继电器吸合，显示声光信号，同时信号传输进绞车PLC处理器内，PLC程序识别后，绞车才能正常运行。
同时当信号工发出提升信号时，绞车房信号装置提升信号灯亮，PLC识别提升信号，绞车只能提升运转，不能下放运转。
所以实现没有信号不能开车，正反转相互闭锁的功能。
提升绞车保护装置整定一、过卷保护1、室外过卷提升过卷高度验算（2m3吊桶为例）绞车最大绳速为4.8m/sh4=H-(h1+h2+h3+0.5R)=25.87-（10.5+1.5+7.74+0.625）=5.5m，实际设定为5.0m式中：H—为井架高度即井口水平到天轮平台的距离，25.87mh1—翻矸台高度，取10.5mh2—吊桶卸矸所需高度，1.5mh3—吊桶、钩头、连接装置和滑架的总高度，h3=2.89+1.75+2+1.1=7.74mh4—提升过卷高度R—提升天轮公称半径，1.25m大于《煤矿安全规程》规定的3.6875m（根据《煤矿安全规程》第三百九十七条表6算的，满足施工要求。
根据《煤矿安全规程》第四百二十七条规定：当提升容器超过正常终端停止位置0.5m时，防止过卷装置能自动断电。
所以现场实际调整过卷高度为4.5m，即当提升容器超过正常终端停止位置0.4m时，该绞车的防止过卷装置动作断电，满足《煤矿安全规程》的要求。
2、提升绞车房室内过卷高度计算根据公司及处相关文件规定，当提升容器提升至终端位置以上0.2m位置时，室内过卷起作用，继续上提0.2m时，室外过卷起作用，所以室内过卷高度设置为4.6m二、过速保护提升绞车最大速度为4.8m/s，根据《煤矿安全规程》第四百二十七条规定：当提升速度超过最大速度的15%时，安全回路能自动断电。
所以现场设定值为：当提升速度超过最大速度的10%时，安全回路能自动断电。
即：4.8×（1+10%）=5.28m/s提升绞车过速保护整定值为：5.2m/s三、过负荷和欠电压保护过负荷：提升绞车电机额定电流为68A时，当电流超过额定电流的1.2倍时，过负荷保护装置动作，自动切断电流回路。
即：68×1.2÷40=2.0A所以提升绞车过负荷保护整定值为：2.0A欠电压：提升绞车电机额定电压为6KV，当线路中电压低于额定电压的80%时，欠电压保护装置动作，切断电源。
提升绞车欠电压保护整定值为：6000V×80%=4800V四、减速功能保护装置提升过程：距封口盘70m的位置时进入减速点，减速功能保护装置、限速保护装置同时起作用，提升距封口盘20m的位置时速度限至到2m/s，距离封口盘10m的位置时速度限至到1m/s下放过程：距吊盘70m的位置时进入减速点，减速功能保护装置、限速保护装置同时起作用，下放距吊盘20m的位置时速度限至到2m/s，距离吊盘10m的位置时速度限至到1m/s五、限速保护1、绞车减速度a和爬行速度V c的确定根据《煤矿安全规程》第四百二十四条规定立井中升降人员时的加速度和减速度都不得超过0.75m/s2的规定和绞车的实际运行情况，我们将该绞车上行和下放时的减速度a定为0.5m/s2。
《煤矿安全规程》第四百二十七条规定绞车限速保护必须保证提升容器到达终端位置时的速度不超过2m/s；绞车司机操作规程规定立井施工用吊桶提升时绞车速度过封口盘、吊盘不得超过2m/s；公司机电处下发的《关于提升机保护的实现方式和检查方法及备用信号装置得实现方式的规定》中规定，限速保护需要达到的要求是提升容器下放时，距吊盘10m处的速度不得大于2m/s，提升容器经过吊盘时的速度不得大于1m/s。
综合以上所述，提升绞车上行和下放时的限速保护装置相关数据设定如下：1、提升过程：绞车提升容器以4.8m/s速度运行至距封口盘70m 的位置进入减速点时，绞车上安装的2个编码器产生模拟信号传输到PLC处理器内，绞车的限速保护装置开始起作用控制绞车减速，使吊桶运行至距封口盘20m处时，速度减至1m/s，然后绞车以1m/s的爬行速度匀速运行至翻矸平台。
2、下放过程：绞车下放容器以4.8m/s运行至距吊盘70m位置时，绞车上安装的2个编码器产生模拟信号传输到PLC处理器内，绞车的限速保护装置开始起作用控制绞车减速，使吊桶运行至距吊盘20m处时，速度减至2m/s，然后距离吊盘20m位置时绞车速度限制在1m/s，下放大件设备时，采用人工配合操作的方式将速度控制在0.3m/S上限速保护装置设定数据验证计算（2）、减速行程S rdS rd=(V初速度2-V末2)/2aS=(4.82-1)/1= 22.04m所以70-20=50m＞22.04m，上限速保护装置设定数据符合要求3、下限速保护装置设定数据验证计算（1）、减速段总时间t3t3= S rd=(V初速度2-V末2)/2aS=(4.82-1)/1= 22.04m所以70-20=50m＞22.04m，下限速保护装置设定数据符合要求六、深度指示器传动失效保护现场通过断轴保护装置实现，在低速爬行阶段速度为0.5m/S时，低速继电器释放将断轴保护装置的常闭点短接，在速度超过0.5m/S 时速度继电器吸合，常闭点断开，断轴保护利用接近开关测量脉冲数量，待脉冲数量少于规定要求时，断轴保护常闭点断开，安全回路失电，绞车进行安全制动。