Месторождение Жезказган

Размещено на http://www.allbest.ru/

ВВЕДЕНИЕ

Месторождение Жезказган расположено в юго-западной части Центрального Казахстана в Жезказганской области в 30 км к западу от г. Жезказгана и в 9 км к западу от города Сатпаев. Площадь месторождения около 120 км2, ограничена координатами 67022ґ - 67032ґ восточной долготы и 47050ґ - 47055ґ северной широты.

Месторождение Жезказган связано с сетью магистральных железных дорог Республики Казахстан ширококолейной железной дорогой Жарык - Жезказган. Город Жезказган связан местной железной дорогой с г. Сатпаев (22 км), пос. Рудник (30 км) и пос. Жезды (65 км). Расстояние от г. Жезказган до ближайшего крупного города, Караганды, составляет по железной дороге 500 км, по автодороге - 520 км. Общая численность населения в районе около 200 тысяч человек разных национальностей.

Авиалиниями г.Жезказган связан с городами Алматы, Москва, областными центрами Казахстана и некоторыми городами стран СНГ.

Рельеф района мелкосопочный. Абсолютные отметки поверхности в пределах месторождения равны 380-440 м над уровнем моря. Район не сейсмичен.

Гидрографическая сеть развита слабо и представлена небольшими реками. Основные реки района Сарысу, Каракенгир, Сарыкенгир, Жезды и Жиланды. Главной особенностью режима рек является резко выраженный сезонный характер стока. В летний период реки почти полностью пересыхают, и вода в них сохраняется только в отдельных плесах.

Для хозпитьевого и технического водоснабжения на реках Каракенгир и Жезды построены водохранилища ёмкостью 319 млн.м3 и 70 млн.м3 и полезной отдачей 42 и 15 млн.м3 в год соответственно. Кроме того, источниками водоснабжения являются подземные водоносные структуры с действующими водозаборами: Уйтас-Айдосский общей производительностью 35,4 млн. м3 в год, Эскулинский - 32 млн.м3 в год и Жанайский - 3 млн.м3 в год.

Климат района резко континентальный, присущий зоне полупустынь и сухих степей. Температурный режим не постоянен как в суточном, месячном, так и в годовом разрезе. Минимальная температура января-февраля - 41-420, максимальная температура июля-августа +38 - +390. Среднегодовая температура воздуха равна +4,90С. Абсолютная, годовая амплитуда колебаний температуры воздуха достигает 800С.

Атмосферные осадки выпадают в малом количестве и распределяются неравномерно как по площади, так и во времени. Средняя годовая сумма осадков лежит в пределах 120-200 мм. Глубина промерзания грунтов достигает двух метров.

С юго-запада в район вторгаются массы субтропического воздуха, вызывающие летом жару, а зимой оттепели. Среднегодовая скорость ветра равна 4,3 м/сек. Наибольшая скорость ветра достигает ураганной силы, и доходит, до 28м/сек.

На площади месторождения почвенный слой тонкий, почти лишенный растительности. Содержание гумуса составляет 0,5%. Мощность почвенного слоя не превышает 0,15-0,20м. Земли не имеют существенного сельскохозяйственного значения. Убогая растительность представлена разновидностями типа сухих степей (реже) и типа полупустынь и пустынь (чаще).

Источником электроэнергии служат Жезказганская ТЭЦ мощностью 160МВт (планируется довести до 200МВт). Часть электроэнергии получают из Караганды по линии ЛЭП-500, а часть из Киргизии через Южный Казахстан.

Промышленные предприятия и местное население снабжаются Экибастузским, Карагандинским и Щубаркульским углём.

Вокруг пос. Рудник и около г. Сатпаев располагаются все горнодобывающие предприятия (шахты, карьеры) и обогатительная фабрика №3. В г. Жезказгане находятся обогатительные фабрики №1 и 2 и медеплавильный завод.

План земной поверхности в пределах земельного отвода, на которой произведены инженерная подготовка территории, планировка и благоустройство, комплексно размещены здания, сооружения, транспортные коммуникации, сети водопровода, канализации, теплоснабжения и др., называется генеральным планом промышленной площадки.

Промышленная территория шахты №57 ВЖР подразделяется на зоны: основного производства, транспортно-складскую, вспомогательных производств, административно-общественную.

Энергетические объекты располагаются как можно ближе к основным потребителям энергии, а складские - с учетом эффективного использования подъездных путей. Для дальнейшего расширения предприятия резервируются свободные участки.

Все здания и сооружения горнорудного предприятия делятся на три основные группы:

I - копры, надшахтные здания, калориферная и другие здания, связанные со стволом шахты;

II - здания подъемных машин, электроподстанций, компрессорных, ремонтных мастерских, складских помещений, гаражей, депо электровозов, пожарных постов;

III - административно - бытовые помещения.

Центральным сооружением на промплощадке является копер - техническое сооружение над шахтным стволом, предназначенное для установки направляющих шкивов, разгрузочных кривых для скипов, шахтных подъемных машин с канатоведущими шкивами, а также для крепления подкулачковых балок, проводников и др.

В зависимости от назначения и воспринимаемых нагрузок здания и сооружения возводятся на фундаментах соответствующей глубины.

Для перевозки руды и доставки, поступающих на промышленную площадку материалов, применяют железнодорожный и автомобильный транспорт.

1. ОБЩАЯ ЧАСТЬ

1.1.1 Краткая горно-геологическая характеристика шахтного поля

Жезказганское месторождение расположено в пределах одноименной (Жезказганской) синклинали, относящейся к северной окраине обширной Чу-Сарысуйской впадины. С северо-востока эта впадина окаймляется древними Чу-Илийскими горами, с запада - хребтами Каратау и Улутау, на юге ограничивается Киргизским хребтом. Северным обрамлением является Сарысу-Тенизский водораздел, отделяющий её от Тенизской впадины. В северной части Чу-Сарысуйской впадины, представляющей собой герцинскую структуру, наложенную на раннекаледонское складчатое основание, выделяются две антиклинали второго порядка: Жанайская и Кенгирская, разделенные Жезказганской синклиналью в южной части которой расположено Жезказганское месторождение.

В раннедевонское время каледонский массив, объединяющий северо-западные и западные части Центрального Казахстана и Северный Тянь-Шань, испытывал общее воздымание. По окраинам каледонского массива возник девонский вулканический пояс.

В среднем девоне на каледонском основании стал закладываться герцинский Тенизско-Сарысуйско-Чуйский прогиб, объединяющий районы Чуйской, Жезказганской и Тенизской впадин, а также современный Сарысу-Тенизский водораздел. Этот период развития каледонид именуется промежуточным, полуплатформенным или орогенным.

В течение среднего девона и франского века на площади Тенизско-Сарысуйско-Чуйской зоны в отдельных прогибах накапливается континентальная молассоидная толща с горизонтами вулканитов в низах. Максимальные мощности развиты в наиболее глубоких синклиналях Сарысу-Тенизского водораздела и прилегающих к нему частях Тенизской и Чу-Сарысуйской впадин.

К концу франского века происходит постепенная нивелировка рельефа, сменившаяся в фаменском веке морской трансгрессией, то есть наступлением моря. Общее поднятие территорий в конце фамена привел к кратковременной регрессии, с которой связано образование солей в районе Чу-Сарысуйской впадины.

В турнейском веке море вновь покрыло всю территорию Тенизско-Сарысуйско-Чуйского прогиба.

В намюре в результате дифференцированных поднятий произошла перестройка рельефа региона. Морской бассейн покидает его пределы. Отступление моря завершается оформлением Сарысу-Тенизского поднятия, разделившего Тенизскую и Чу-Сарысуйскую впадины.

В среднем - позднем карбоне Чу-Сарысуйская впадина представляла собой обширную аллювиально-озерную равнину с блуждающими реками и временными озерами, с аридным климатом. В периферических частях впадины, примыкавшие к горам на северо-востоке и востоке, накапливались грубообломочные породы. На фоне общего прогибания существовали отдельные области поднятий и размыва. Одним из них было поднятие на месте Кенгирской брахиантиклинали.

Море в среднем - позднем карбоне проникало на территорию Чу-Сарысуйской впадины лишь на очень короткое время - в период образования горизонта с кремнями. Но даже в этот период общего опускания, сопровождавшегося вулканическими извержениями в отдельных районах горного обрамления, не вся территория впадины была покрыта морем. В отдельных участках продолжалось накопление аллювиальных и озерных осадков. В остальное время море отступало за хребет Малый Каратау, где сохранились его следы.

В пермское время горы на востоке были в основном снивелированы. Наиболее грубые осадки в жиделисайское время накапливались вдоль западного борта Чу-Сарысуйской впадины. На остальной территории происходит накопление тонкообломочного, озерно-континентального комплекса, сопровождающееся в центральных районах впадины и в Жезказганской синклинали солеобразованием. В конце нижней - начале верхней перми происходит резкое сокращение бассейнов седиментации, общее воздымание. Осадконакопление продолжалось лишь в центральных частях наиболее крупных прогибов, в том числе и в Жезказганской синклинали.

В мезозое наступил длительный перерыв в осадконакоплении, которое возобновилось лишь в позднемеловом периоде, в результате чего был сформирован маломощный платформенный чехол.

1.1.2 Система разработки

На Жезказганском месторождении наиболее приемлемой по горно-геологическим и горно-техническим условиям является камерно-столбовая система разработки, имеющая следующие особенности:

Рудную залежь или её часть разделяют на панели. Панель-часть залежи, включающая в себе запасы, ограниченные барьерными целиками. При этом ширина панели принимается 100-150м (расстояние между осями барьерных целиков).

Длина панели, в зависимости от параметров залежи, принимается в пределах 150-400м.

- постоянные: мощность рудного тела, угол падения, глубина разработки, устойчивость руды и вмещающих пород;

- переменные: ценность рудного состава, вмещающих пород, гидрогеологические условия.

Поэтому выбор системы разработки и её конструктивных элементов представляет одну из самых ответственных задач как для проектируемого, так и для действующего рудника.

В соответствии с классификацией профессора Именитова, все системы разработки по принципу способа поддержания очистного пространства при выемке руды разделяются на три класса.

Исходя из данных дипломного проекта применяем системы первого класса с естественным поддержанием очистного пространства, характеризующегося тем, что поддержание очистного пространства не требует значительных материальных и трудовых затрат и основана на использовании естественной устойчивости руд и вмещающих пород.

Для выбора системы разработки применяем метод исключения, который сводится к рассмотрению возможности применения на данном месторождении всех существующих систем разработки и исключая из них, применение которых не соответствует данным горно-геологическим условиям.

После исключения систем разработки не пригодных для технико-экономического сравнения остаются:

Система разработки с открытым очистным пространством:

1. потолкоуступная;

2. сплошная;

3.камерно-столбовая;

4.с поэтажной отбойкой;

Система разработки с закладкой выработанного пространства:

1. горизонтальными слоями;

2. наклонными слоями;

3. нисходящие системы послойной разработки и со сплошной выемкой.

1.1.3 Режим работы предприятия

Среднесписочная численность трудящихся шахты 57 составляет:

Руководителей и специалистов - 225 чел.

Рабочих основных профессий (подземная группа/ на открытых горных работах) - 852/249.

Шахта работает в непрерывном режиме, за исключением руководителей, главных специалистов и начальников участков, а также некоторых отдельных подразделений шахты и вспомогательных цехов, режим которых прерывный.

Работа производится в три смены, две из которых технологические и одна ремонтная:

00.00 - 9.00 час - 1 смена

08.00 - 14.00 час - 2 смена (ремонтная)

14.00 - 23.00 час - 3 смена

Продолжительность технологических смен составляет - 7,3 часа.

Ремонтная смена длится 6 часов.

1.2 Комплексная механизация очистных и проходческих работ

Определяем сменную производительность шахты, добычи и проходки.

Сменная производительность шахты:

(1)

где число рабочих дней в году;

число рабочих смен.

Общее количество полезного ископаемого, приходящегося на проходку, от общего объема составляет 10-15%, т.

Сменная производительность проходческих бригад:

(2)

Сменная производительность добычных бригад:

(3)

Сменная производительность проходческой бригады за цикл:

(4)

где S = 20-30 - площадь проходческого забоя, м2;

l = 3 - глубина шпура на проходке, м;

Кшп = 0,8-0,9 - коэффициент использования шпура;

г = 2,7 - объемный вес горной массы, т/м.

Количество проходческих забоев, работающих по руде:

(5)

Так как 40 - 50% проходческих бригад работает по пустой породе, то общее число проходческих бригад:

(6)

Производительность одного добычного забоя за цикл:

(7)

где S =60-80 - площадь очистного забоя м2;

l=4 - глубинна шпура м;

Кшп = 0,8-0,9 - коэффициент использования шпура;

г = 2,7 - объемный вес горной массы, т/м.

Количество добычных забоев:

(8)

Общая длина шпурометров очистных забоев по шахте:

(9)

где lшп = 4 - глубина шпура м;

nшп = 56 - количество шпуров на 1 забой.

Производительность машин:

Бурильная установка «Paramatik»………...Q = 520 м/см

ПДМ «Cat 990 H»…………………………..Q = 800 т/см

Автосамосвал «TORO 50»……. …………..Q = 650 т/см

Зарядная машина ПМЗШ - 5К……….........Q = 1800 т/см

Бурильная установка «Monomatik» .............Q = 240 м/см

Количество машин по шахте:

(10)

(11)

(12)

(13)

(14)

Резерв машин составляет 17%, количество машин, находящихся в ремонте- 13%. На каждую проходческую бригаду принимаем по 1 комплексу из бурильной установки «Monomatik», погрузочной установки «TORO-0011» и порционного зарядчика «ЗП-2М».

Исходя, из годовой производительности шахты А= 4,37 млн. т, также принимаем следующие вспомогательные машины:

- самоходный полок «СП-18А» - 4;

- крепежная установка «ROBOLT-08» - 4;

Комплекс машин каждой проходческой бригады принимаем комплекс, состоящий из следующих машин:

погрузочной машины «ТОRO-0011» - 7;

порционного зарядчика «ЗП-2М» - 7;

бурильная машины «Monomatik» - 7;

Таблица 1

Количество горнопроходческого оборудования

Наименование машин	В работе	В резерве 17%	В ремонте 13%	Итого:
Paramatik	8	2	1	11
Monomatik	7	1	1	9
Cat 990 H	7	2	1	10
TORO-0011	7	1	1	9
TORO 50	9	2	1	12
ROBOLT	4	1	1	6
СП-18А	4	1	1	6
ПМЗШ-5К	4	1	1	6
ЗП-2М	7	1	-	8
Итого:	57	12	8	65

1.3 Электровозная откатка

Исходные данные:

Годовая производительность шахты - Агод =

Сменная производительность шахты - Асм.ш =5986т

Средневзвешенная длина откатки - Lср =4км

Руководящий уклон - iср =3

Продолжительность смены - Тсм =20ч

Для откатки полезного ископаемого принимаем электровозы типа: EL-13 / 03 со сцепным весом Рсц = 280 кН.

Электродвигатели ходовой части имеют следующие характеристики в длительном режиме:

Скорость - Vдл = 16-22 км/ч;.

Длительное усилие - Fдл = 14000 Н;

Длительный ток - Iдл= 90 А

Принимаем вагонетки типа: ВГ - 10

Объем кузова - Vв = 10 м3

Вес вагонетки - Go = 76 кН

Вес груза - Gг = 127,5 кН

Удельное сопротивление - W = 8 Н/км

Пусковое сопротивление - Wn = 12 Н/км

1. Вес состава по условию трогания груженого поезда на подъем без пробуксовки:

кН (15)

где ш = 0,24 - коэффициент сцепления колес электровоза с рельсами;

iср = 3% - руководящий (средний) уклон пути;

jn = 0,03 м/с2 - ускорение состава при пуске;

Число вагонов в составе

вагонов (16)

2. Вес состава по условию торможения груженого поезда при движении под уклон с выключенными двигателями

(17)

где -замедление при торможении; (18)

где lт = 40 - тормозной путь, м

вагонов (19)

Вес состава по условию ограничения нагрева тяговых двигателей:

а) при движении поезда с гружеными вагонами под уклон

(20)

число вагонов в составе:

(21)

б) При движении поезда с порожними вагонами на подъем:

(22)

число вагонов в составе

(23)

по условию ограничения нагревания тяговых двигателей электровоза за рейс следует принять состав

(24)

По результатам расчетов принимаем состав с наименьшим числом вагонов

Определяем число электровозов для откатки.

Число возможных рейсов электровоза в смену:

(25)

где Т = 8 ч. - продолжительность смены;

tп.з = 0,5 ч. - затраты времени на подготовительно заключительные операции;

Tр = 20 30 мин. - продолжительность рейса.

Необходимое число рейсов в смену для вывоза руды:

(26)

где kн.д= 1,25 - коэффициент неравномерности поступления руды в течение смены;

G = 127,5 кН = 12,75 т. - грузоподъемность вагонетки.

Число рейсов для вывоза крепежных материалов и пустой породы:

(27)

Общее число рейсов за смену:

(28)

где мл = 2 число рейсов для вывоза людей.

Число электровозов в работе:

(29)

На 4 рабочих электровоза принимается 1 резервный

Определяем мощность тяговой подстанции:

(30)

где К0 = 1 - коэффициент одновременности для N = 3;

Е'с = 500 В - напряжение на клеммах при последовательном включении двигателей:

Iг = 75 А - ток двигателей при движении с груженными вагонами;

Iп = 85 А - ток двигателей при движении с порожними вагонами;

nдв = 2 шт - количество двигателей.

Для обеспечения бесперебойной работы электровозной откатки принимаем: автоматические тяговые подстанции АТП-500 / 600М-У5 и трансформатор ТСП-320.

1.4 Расчет и выбор водоотливной установки

Исходные данные:

Qн.п = 500 м3/ч - нормальный приток воды в шахту;

Qм.п = 560 м3/ч - максимальный приток воды в шахту;

Нгор = 350 м - расстояние от устья ствола до концентрационного горизонта.

Требуемая расчетная подача насоса:

, мі/ч (31)

Геометрическая высота подачи при насосных камерах заглубленного типа

(32)

где Нгор = 350 м3 - расстояние от устья ствола до концентрационного горизонта;

Нв = 8 - 12 м -глубина насосной камеры относительно почвы откаточного штрека;

h =1м - превышение труб над уровнем устья шахты;

Ориентировочный напор насоса с учетом 10% потерь:

(33)

Исходя из расчетной подачи Qp=600м3/ч и Нор=397,1м выбираем 2 центробежных многосекционных насоса типа ЦНС 300-120…600

Необходимое число последовательно соединенных рабочих колес насоса типа ЦНС

 (33)

где Нк - напор создаваемый одним рабочим колесом выбранного насоса;

Напор насоса при нулевой подаче

(34)

где Но.к - напор одного рабочего колеса при нулевой подаче насоса;

Производится проверка по условию устойчивости:

(35)

Выбранный насос по напору проходит.

Количество насосов, находящихся в работе:

(36)

Также принимаем 1 резервный и 1 находящийся в ремонте. Тогда общее количество насосов:

Nобщ = Nраб + Nрез + Nрем = 1 + 1+ 1 = 3 насоса; (37)

1.5 Расчет и выбор подъемной установки

Исходные данные:

Агод = - годовая производительность шахты; т

Нгор = 350 - расстояние от устья ствола до концентрационного горизонта, м

hз = 111 - высота загрузки, м

1) Продолжительность подъемной операции и средняя скорость движения сосудов.

Определяется часовая производительность подъемной установки:

(38)

где nд = 300 - расчетное число рабочих дней подъемной установки в год;

nч = 18 ч - расчетное число часов работы подъемной установки в сутки;

С = 1,2 ч 1,5 - коэффициент резерва производительности подъемной установки, учитывающий неравномерность ее работы;

а = 1 - коэффициент, учитывающий выдачу породы (если порода не транспортируется, то а=1)



Оптимальная производительность скипа.

Для многоканатных установок:

(39)

где Н - высота подъема,

Н = Нгор + hз + hв;

hв = 45 м - расстояние от устья ствола до верхней кромки бункера;

hз = 111 м - высота загрузки;

tn = с - время паузы ,затрачиваемой на загрузку и разгрузку сосудов;

Н = 350 + 111 + 45 =506 м;

Исходя Qопт = 40547 кг принимаем скип типа СНМ-30-1,8 с грузоподъемностью 30000 кг, масса скипа Qс = 4,5 т, длина скипа hс = 21 м;

Определяем число подъемной операции в час:

(40)

Продолжительность подъемной операции и время движения подъемных сосудов:

(41)

(42)

где tп - время паузы;

Определяем среднюю и максимальную скорость подъема:

(43)

(44)

где бс = 1,15ч1,35 - множитель скорости.

При подъеме-спуске людей по вертикальным выработкам максимальная скорость не должна превышать 12 м/с.

2) Механическая часть подъемной установки (для многоканатных ПУ)

Высота копра:

(45)

где hв = 25м - высота от устья шахты до верхней кромки бункера;

hс = 15м - высота сосуда в положении разгрузки;

hп ? 3м - высота свободного переподъема;

hа = 6ч10м - длина рабочего и резервного хода амортизаторов;

hр ? 10м - высота необходимая для размещения крепления амортизационных канатов;

hм = 5 ч 10м - высота машинного зала;

Масса подъемного каната:

(46)

где Qп = 32500 - грузоподъемность выбранного скипа, кг;

Qс = 30400 - собственный вес скипа, кг;

ув = - временное сопротивление разрыву проволок каната;

со = 9400 кг/м3 - условная плотность каната;

z = 7 - запас прочности каната.

Число подъемных канатов:

; (47)

где цк = 0,0166 - коэффициент, зависящий от конструкции каната;

Дм.ш. = 4 м - диаметр шкива трения;

Ш 95 для подъемных установок с отклоняющими шкивами;

Линейная масса одного каната:

(48)

Принимаем канат ЛК - РО 636 для которого dk= 36,5 мм, pk= 4,9, кг/м

Qр = 690000 Н/мм2.

Определяется масса уравновешивающего каната:

(49)

Принимаем плоский резинотросовый канат РТК-13,0-174х35/6х16,5,

q = 13 кг/м.

3) Выбор типа подъемной машины, определение мощности электрического двигателя.

Диаметр шкива трения подъемной машины, мм

Dб ? 95 · dк ; (50)

Dб ? 95 · 36,5 = 3467 мм;

По полученным данным и n выбираем подъемную машину ЦШ 44 для которой:

Тст.max = 850кН; (51)

Fст.max = 250кН.

Выбранная подъемная машина должна быть проверена на статические нагрузки:

Максимальное статическое натяжение каната:

(52)

Максимальная разность статических натяжений канатов:

(53)

Теперь подставляя значения, получим:

850>633,8кН и 250>32кН

Как видно из расчета, что требования условия выполняются, значит выбранная машина ЦШ4х4 для наших условий подходит.

Определяется ориентировочная мощность двигателя:

4) Выбираем подъемный двигатель постоянного тока с приводом по системе

Г-Д.

Nор= (54)

где Qп=32500кг - грузоподъемность выбранного скипа;

Н = 486м - высота ствола;

К = 1,15 - коэффициент учитывающий сопротивление воздуха;

Тр = 114сек - продолжительность движения подъемного сосуда.

Nор=кВт

5) Принимаем тихоходный двигатель постоянного тока П21 - 110-9К мощностью N= 2100 кВт, частотой вращения n = 40 об/мин и электромашинный преобразовательный агрегат состоящий из генератора постоянного тока П19- 30-12К мощностью N = 2150 кВт и двигатель СДН 3 - 17 - 49 - 12У4 мощностью 2500 кВт.

1.6 Расчет и выбор компрессорной установки

Таблица 2

К определению производительности компрессорной станции

Потребители	Количество	Номинальный расход воздуха потребителем, м3/мин	Коэффициенты	Максимальный расход воздуха Vmax, м3/мин	Средний расход воздуха, Vср, м3/мин
			Износа Ки	Загрузки Кз	Включения Кв
ЗП-2М	7	0,4	1,15	0,6	0,4	1,932	0,772
Н-1М	4	6	1,2	1	1	28,8	28,8
Прочее	-	10	-	1	0,2	10	2
Итого:	11	-	-	-	-	40,7	31,5

Определяется средневзвешенный коэффициент включения:

(55)

где УVcр - средний расход воздуха (суммарный);

УVmax - максимальный расход воздуха (суммарный).

Производительность компрессорной станции:

(56)

где Кр=1,1 - коэффициент резерва на неучтенные потребители; Средневзвешенный коэффициент одновременности = 0,99.

Исходя из расчетной производительности компрессорной станции принимаем к установке 2 компрессора 4М10 - 120/9, из них 1 - в работе, 1 - в резерве, которые поставляются заводом-изготовителем с двигателями СДК 17-26 - 12К, мощностью 630 кВт и частотой вращения 500 об/мин.

2. СПЕЦИАЛЬНАЯ ЧАСТЬ

2.1 Расчет и выбор вентиляторной установки

Исходные данные: Ну, ст, min= 220 даПа; Ну, ст, max= 440 даПа; Асут= 11972 т.

Количество машин по шахте с дизельным двигателем - 49.

Количество воздуха, необходимое для нормального проветривания, согласно ППБ, определяем по 4 факторам:

1. По количеству людей, одновременно находящихся в шахте:

Qтр1=q · n · z, м3/мин (57)

где q - норма воздуха на одного горнорабочего (q = 6 м3/мин);

n - число людей, одновременно находящихся в шахте:

,чел (58)

где Асут - суточная производительность шахты;

i - число добычных смен (i = 3);

Qчел - сменная производительность на 1 рабочего, т (Qчел = 40);

z - коэффициент, учитывающий утечки воздуха (z= 1,45ч1,5);

Qтр1= 6 · 100 · 1,5 = 900 м3/мин;

2. По количеству воздуха, необходимого для разжижения газов, образующихся при взрыве:

Отр2=,м3/мин (59)

где А - расход одновременно взрываемых ВВ, кг:

А = Асм. шх. · 0,3, кг

А = 5986 · 0,3 = 1759;

0,3 - норма ВВ на 1 тонну руды, кг;

в - газовость взрывчатых веществ (в = 0,04 м3/кг);

tmin - минимальное время проветривания в минутах, tmin = 30 мин;

nк - предельно допустимая концентрация ядовитых газов в

пересчёте на условную окись углерода, при которой разрешается

допуск людей в шахту (nк = 0,008%);

Qтр2=м3/мин;

3. По количеству воздуха, необходимого для расжижения газов, выделяемых дизельными двигателями

Qтр.3=q1· z · Pсум. · kо, м3/мин (60)

где q1 - норма подачи минимального количества воздуха, необходимого для разжижения ядовитых газов, выделяемых дизельными двигателями в одну лошадиную силу (q1=5 м3/мин);

z = 1,45 - коэффициент запаса воздуха;

Pсум - суммарная мощность дизельных двигателей - 13650 л. с.;

kо=0,8 - коэффициент одновременности работы дизельных двигателей.

Qтр.3= 5 · 1,45 · 13650 · 0,8 = 79170 м3/мин;

Таблица 3

К определению мощности дизельных двигателей

Наименование	Число	Мощность, л.с.	Общая мощность л.с.
Paramatik	8	140	1120
Monomatik	7	60	420
Cat 980 H	7	330	2310
TORO-0011	7	475	3325
TORO 50	9	575	5175
РОБОЛТ	4	150	600
СП-18А	3	100	300
ПМЗШ-5К	4	100	400
Итого:	49	-	13650

4. По количеству воздуха, необходимого для проветривания при бурении с орошением и промывкой, м3/мин

Qтр.4=,м3/мин (61)

где В - количество пыли, выделяемой в рудничную атмосферу, В=800 мг/т;

К - предельно допустимая концентрация в рудничном воздухе, 2 мг/м3;

Ко = 1,2 мг/м3 - количество пыли, поступающей вместе со свежим воздухом;

= 0,9 к.п.д. вентиляционной струи.

Qтр.4=,м3/мин

Из полученного наибольшего значения Qтр.3 = 79170 м3/мин = 1319 м3/с выбираем наибольшее и определяем число вентиляторов, исходя из производительности вентиляторных установок главного проветривания в пределах Q = 200ч500м3/с:

(62)

Затем уточняем число и производительность вентилятора:

(63)

Дополнительно выбираем 5 резервных вентилятора ВЦД-47,5У.

Наносим Qв = 263,8 м3/сек, Ну, ст, min = 220 даПа, Ну, ст, мах = 440 даПа на сводные графики областей промышленного использования вентиляторов и находим, какие вентиляторы могут обеспечить проветривание в заданных условиях. Выбираем центробежные вентиляторы ВЦД - 47,5 У.

Расчетную мощность двигателя находим по формуле:

(64)

Согласно литературе Дзюбан В.С., Риман Я.С, Маслий А.К. «Устройство и эксплуатация электрооборудования стационарных установок шахт», принимаем асинхронный электропривод АКН-2-18-43-12 У4 напряжением 6000 В, мощностью 1600 кВт и скоростью вращения 495 мин-1

2.2 Электропривод вентиляторной установки

Назначение электропривода вентиляторных установок главного проветривания это обеспечение непрерывной длительной работы вентилятора; возможность пуска установки с большим моментом инерции; высокая надежность и экономичность; высокая степень автоматизации управления.

Широкое использование асинхронных двигателей, создание каскадных схем электропривода для вентиляторов и, наконец, широкое использование силовой преобразовательной техники и микроэлектроники определяют современное состояние электропривода для вентиляторов.

Несмотря на высокие энергетические показатели асинхронного двигателя, электропривод шахтных вентиляторов с таким двигателем пока имеет ряд существенных недостатков: не всегда обеспечивается разгон вентиляторов с большими маховыми массами, длительный пуск с большими пусковыми токами требует более мощную систему электроснабжения шахты.

Поэтому, наряду с синхронными двигателями, идет совершенствование электропривода вентиляторов главного проветривания мощностью 500-1500 кВт благодаря широкому использованию высоковольтных асинхронных двигателей с фазным и короткозамкнутым ротором.

Для вентилятора ВЦД-47,5У принимаем асинхронный электропривод АКН-2-18-43-12 У4.

2.3 Выбор рода тока и величины напряжения

горная геологическая шахтное поле

Вентиляторная установка главного проветривания состоит из двух самостоятельных агрегатов, один из которых находится в работе, а другой в резерве. Питание агрегатов осуществляется напряжением 6 кВ. Кроме оборудования высокого напряжения, установка главного проветривания имеет вспомогательное оборудование: маслостанции для смазки подшипников, приводы направляющих аппаратов, лебедки для открывания и закрывания воздухо-направляющих ляд, грузоподъемные механизмы для выполнения монтажных и ремонтных работ. Питание вспомогательного оборудования осуществляется напряжением 380 В.

Правилами технической эксплуатации угольных и сланцевых шахт вентиляторные установки главного проветривания отнесены к потребителям I категории по бесперебойности электроснабжения. Электроснабжение основных агрегатов должно осуществляться двумя кабельными линиями 6 кВ непосредственно от разных (взаиморезервируемых) секций шин РУ-6 кВ и двумя кабельными линиями 0,4 кВ от разных (взаиморезервируемых) секций шин РУ-0,4 кВ главной понизительной подстанции (ГПП). Электропотребление вентиляторных установок главного проветривания может достигать 20% общего электропотребления шахты.

2.4 Решение вопроса категорийности электроприемников

В отношении обеспечения надежности электроснабжения электроприемники разделяются на следующие три категории:

Электроприемники I категории - электроприемники, перерыв электроснабжения которых может повлечь за собой: опасность для жизни людей, значительный ущерб, повреждение дорогостоящего основного оборудования, расстройство сложного технологического процесса, нарушение функционирования особо важных элементов. Из состава I категории выделяется особая группа электроприемников, бесперебойная работа которых необходима для безаварийного останова производства с целью предотвращения угрозы жизни людей, взрывов, пожаров и повреждения дорогостоящего основного оборудования.

Электроприемники I категории должны обеспечиваться электроэнергией от двух независимых взаимно резервирующих источников питания, и перерыв их электроснабжения при нарушении электроснабжения от одного из источников питания может быть допущен лишь на время автоматического восстановления питания. Вентиляторная установка главного проветривания относится к I категории электроприемников, так как её перерыв в электроснабжении может привести к опасности для жизни людей.

Электроприемники II категории - электроприемники, перерыв электроснабжения которых приводит к массовому недоотпуску продукции, массовым простоям рабочих, механизмов и промышленного транспорта, нарушению нормальной деятельности. Электроприемники II категории рекомендуется обеспечивать электроэнергией от двух независимых взаимно резервирующих источников питания.

Для II категории при нарушении электроснабжения от одного из источников питания допустимы перерывы электроснабжения на время, необходимое для включения резервного питания действиями дежурного персонала или выездной оперативной бригады.

Допускается питание электроприемников II категории по одной кабельной линии, состоящей не менее чем из двух кабелей, присоединенных к одному общему аппарату. При наличии централизованного резерва трансформаторов и возможности замены повредившегося трансформатора за время не более 1 сут. допускается питание электроприемников II категории от одного трансформатора.

Электроприемники III категории - все остальные электроприемники, не подходящие под определения I и II категорий.

Для электроприемников III категории электроснабжение может выполняться от одного источника питания при условии, что перерывы электроснабжения, необходимые для ремонта или замены поврежденного элемента системы электроснабжения, не превышают 1 сут.

2.5 Выбор схемы электроснабжения

Схемы внешнего электроснабжения могут быть радиальными, магистральными разомкнутыми и магистральными замкнутыми и строятся по ступенчатому принципу, где число ступеней определяется мощностью потребителей и размещением нагрузок на территории предприятия. Обычно применяются две, три ступени, так как при большем числе ступеней усложняется эксплуатация схемы ГПП. Установку силовых выключателей следует производить только на вводах подстанций и для устранения аварийных режимов работы. Секционирование производят с применением АВР с установкой силовых выключателей и разъединителей.

При выборе схемы электроснабжения необходимо учитывать: местонахождение предприятия от источников питания, экономичность и качество электрической энергии.

Схема электроснабжения определяется размещением нагрузок на территории предприятия. Она должна обеспечивать 100%-ный резерв и наиболее экономичное снабжение потребителей.

Систему электроснабжения горного предприятия разделяют на внешнюю и внутреннюю.

Внешняя система электроснабжения состоит из линий электропередач (ЛЭП) и главной понизительной подстанции (ГПП).

Энергия подается по двум независимым ЛЭП, запитанных от двух разных подстанций, подводится на шины ГПП предприятия напряжением 110 кВ.

Внутренняя система электроснабжения включает сети от ГПП до электроприемников предприятия.

От ГПП электроэнергия напряжением 6 кВ подается по кабельным линиям к потребителям: подъемным установкам, вентиляторам главного проветривания и компрессорным станциям, которые запитываются от разных секций шин ГПП. Для питания электроприемников на поверхности напряжение подается от ГПП через трансформатор собственных нужд ТСН. От ГПП электроэнергия подается по двум бронированным кабелям, проложенным в траншеях, а затем по стволу шахты, на шины центральной подземной подстанции ЦПП.

Так как вентиляторная установка является потребителем первой категории, то необходимо применять систему «глубокого ввода» со 100%-ным резервным питанием от двух независимых источников электроэнергии.

В нашем случае независимыми источниками питания будут являться две секции шин одной ГПП, связанные между собой системой автоматического включения резерва.

Для питания вентиляторной установки от ГПП прокладываем кабель, проложенный в траншеях от разных секций шин РУ-6 кВ. Потребители напряжения 6кВ-двигатель АКН, трансформатор 6/0,4кВ запитываются от ячеек 6 кВ. Потребители низкого напряжения 0,4кВ - электродвигатели привода ляд, электродвигатели направляющего аппарата, электродвигатели маслосистемы, кран запитываются двумя кабельными линиями от понизительных трансформаторов через распределительный пункт 0,4 кВ (РП-0,4кВ).

2.6 Расчёт освещения и осветительной сети

Расчет освещения необходим для поддержания нормальных условий труда, т.е. для создания равномерной освещенности. При правильном электроосвещении повышается производительность труда, а главное - применение рационального освещения снижает утомляемость людей, сокращает число аварий и несчастных случаев.

Для расчета освещения вентиляторной установки принимаем метод светового потока, при этом методе учитывается не только свет, падающий от светильника, но и свет, отражающийся от рабочих поверхностей освещаемой площадки, поэтому он наиболее приемлем при расчете освещения помещений с побеленными или покрашенными светлыми красками стенами и потолками. Поэтому этот метод применяется при расчете освещения помещения длиной 30 м, шириной 20 м и высотой 8 м

Выбираем светильники марки СШС 2 М, номинальным напряжением 220 В, с лампой мощностью 200 Вт световым потоком лампы 2660 лм.

Определяем высоту подвеса светильника:

- 0,8, м (65)

где Н = 7 м - высота помещения

Определяем показатель помещения:

(66)

где А - длина помещения, м;

В - ширина помещения, м;

h - высота подвеса светильника, м.

Находим общий световой поток:

лм, (67)

где Кз =1,3ч1,5 - коэффициент запаса;

Emin=100 лк минимальная освещенность для вентилятора,

S - площадь освещаемого помещения, м2;

Z - 1,3ч1,4 - коэффициент неравномерности освещения;

= 0,2ч0,4 - коэффициент использования.

лм

Определяем требуемое количество ламп:

(68)

где Фл - световой поток лампы, Лм;

Определяем расстояние между светильниками:

(69)

где а - длина помещения, м;

nсв - количество светильников.

Определяем расчётную мощность осветительного трансформатора:

(70)

где Рл - мощность светильников;

nсв= количество светильников

= 0,9 - КПД сети;

кВ • А

Определяем сечение жил осветительного кабеля:

мм2 (72)

где М = Р момент нагрузки, кВт•м; (73)

L - длина всей линии, м;

l1 = 10 м - длина кабеля от трансформатора до осветительной линии;

- нормируемая потеря напряжения;

С = 15,4 - коэффициент осветительных линий с алюминиевыми жилами;

L = n • l,м;

L = 24 • 1,25 = 30 м

кВт • м;

мм2;

Принимаем алюминевый кабель с сечением жил S=2,5 мм2.

2.7 Расчет электрических нагрузок и выбор трансформатора на стороне 0,4 кВ

Расчетные электрические нагрузки определяем методом коэффициента спроса в следующей последовательности:

Все намеченные к установке электроприемники объединяют в группы по технологическим процессам и по значению необходимого напряжения;

Определяем суммарные установленные мощности электроприемников, активные, реактивные и полные электрические нагрузки, а также суммарные нагрузки по группам электроприемников с одинаковыми напряжениями по формулам:

Активную мощность:

(74)

где Рном - номинальная мощность потребителя;

Кс - коэффициент спроса;

Реактивную мощность:

(75)

где Р - расчётная мощность потребителя;

- коэффициент;

Полную мощность:

(76)

где Рр - активная мощность;

Qр - реактивная мощность;

Найденные значения мощностей сводим в таблицу 4:

По расчетной мощности Sр = 355,4 кВ·А принимаем к установке трансформатор типа ТМ - 400/10.

номинальная мощность трансформатора Sном = 400 кВ·А ;

потери холостого хода Рх.х. = 0,5 кВт; Рк.з.= 3 кВт;

напряжение короткого замыкания Uк.з.= 4,5%;

ток холостого хода i0 = 2,4% от Iном.

Определяем коэффициент загрузки трансформатора:

(77)

где Sp = 355,4 кВ·А - суммарная расчетная мощность трансформатора;

Sном = 400 кВ·А - номинальная мощность трансформатора.

Потери трансформатора ?Рт и его реактивная мощность составят:

(78)

С учетом потерь в трансформаторе и его реактивной мощности, полная расчетная нагрузка трансформатора составит:

 кВ·А (79)

Принятый трансформатор ТМ 400/10 проходит по потерям.

2.8 Расчёт и выбор питающих линий напряжением 6 кВ и 0,4 кВ

Сечение жил кабеля выбирают с учетом влияния технических и экономических факторов. К техническим факторам относят:

- способность проводника выдерживать длительную токовую нагрузку в нормальном режиме с учетом допустимого нагрева;

- термическая стойкость в режиме короткого замыкания;

- потери напряжения в проводниках от проходящего по ним тока в нормальном и аварийном режимах.

К экономическим факторам относятся экономическая плотность тока.

Определяем сечение кабеля, проложенного от ГПП до РУ-6кВ:

1. Выбор по длительному расчетному току

, (80)

где Sдв - полная мощность двигателя, кВ • А;

Sтв - полная мощность трансформатора, кВ • А;

Uн = 6 кВ - номинальное напряжение.

А

Выбираем кабель с алюминиевыми жилами сечением S = 150 мм2, с Iдоп=225 А, марки ААБл.

Марка кабеля ААБл: с алюминиевыми жилами, в алюминиевой оболочке, бронированный стальными лентами, с подушкой из одного слоя пластмассовых лент, с нормальным наружным покровом.

Прокладывают в земле (траншеях) с низкой и средней коррозионной активностью, без блуждающих токов, если кабель не подвергается растягивающим усилиям.

2. Выбор по допустимой потере напряжения

Определяем потери напряжения в кабеле, с соблюдением условия, что допустимая потеря напряжения U = 5%:

,мм2 (81)

где l - расстояние от ГПП до РУ - 6 кВ,м;

г = 32, удельная проводимость проводника алюминия;

, 5% потеря напряжения от 6кВ.

Полученное значение сечения в S = 27,7 мм2, меньше сечения, которое мы выбрали в первом пункте S = 150 мм2, значит сечение кабеля проходит по потери напряжения.

3. Выбор по экономической плотности тока.

Экономически целесообразное сечение жил определяем из соотношения:

,мм2 (82) где jэк = 1,7 - нормативное значение экономической плотности тока.

Полученное значение сечения с S = 113,2 мм2, меньше сечения, которое мы выбрали в первом пункте S = 150 мм2, значит сечение кабеля проходит по экономической плотности тока.

4. Проверяем выбранный кабель по термической стойкости к токам к.з.:

(83)

где - установившийся ток к. з., А;

tn = 0,25 с - приведенное время протекания тока короткого замыкания;

- коэффициент, для алюминия с = 12;

Полученное значение сечения с S = 17,7 мм2, меньше сечения, которое мы выбрали в первом пункте S = 150 мм2, значит сечение кабеля проходит по термической стойкости к токам к.з.

Окончательно выбираем кабель марки ААБл - 3Ч150 мм2.

Определяем сечение кабеля, проложенного от шин РУ-6 кВ до синхронного двигателя вентиляторной установки.

1. Выбор по длительному расчетному току

,А (84)

где Рном - мощность двигателя, кВт;

здв = 0,85% - КПД двигателя.

Кз = 1 - коэффициент загрузки;

Iрасч=А

Выбираем кабель для питания синхронного двигателя с алюминиевыми жилами сечением S = 185 мм2, Iдоп=250А, марки ААБл.

2. Выбор по допустимой потере напряжения

Определяем потерю напряжения в кабеле, с соблюдением условия, что допустимая потеря напряжения U = 5%:

, мм2 (85)

где l = 400 м - расстояние от РУ до двигателя.

Полученное значение сечения с S = 13 мм2, меньше сечения, которое мы выбрали в первом пункте S = 185 мм2, значит сечение кабеля проходит по потери напряжения.

3. Выбор по экономической плотности тока.

Экономически целесообразное сечение жил определяем из соотношения:

, мм2 (86)

Полученное значение сечения с S = 133,4 мм2, меньше сечения, которое мы выбрали в первом пункте S = 185 мм2, значит сечение кабеля проходит по потери напряжения.

4. Проверяем выбранный кабель по термической стойкости к токам к.з.:

(87)

где - установившийся ток к. з., А;

tn = 0,25 с - приведенное время протекания тока короткого замыкания;

- коэффициент, для алюминия с = 12;

Выбранный кабель по термической стойкости проходит.

Окончательно выбираем кабель марки ААБл - 3Ч185.

Определяем сечение кабеля, проложенного от шин РУ-6 кВ до понизительного трансформатора.

1. По длительному расчетному току.

,А (88)

где Sном - номинальная мощность трансформатора,;

Выбираем кабель с алюминиевыми жилами марки ААБл с током допустимым Iдоп = 60 А, с сечением S = 10 мм2.

2. Выбор по допустимой потере напряжения.

Определяем потерю напряжения в кабеле, с соблюдением условия, что допустимая потеря напряжения U = 5%:

, мм2 (89)

где l - расстояние от РУ до понизительного трансформатора, м;

Полученное значение сечения с S = 3,3 мм2, меньше сечения, которое мы выбрали в первом пункте S = 10 мм2, значит сечение кабеля проходит по потери напряжения.

3. Выбор по экономической плотности тока.

Экономически целесообразное сечение жил определяем из соотношения

, мм2 (90)

Полученное значение сечения с S = 22,6 мм2, больше сечения которое мы выбрали в первом пункте равное S = 10 мм2, отсюда следует что кабель не проходит по экономической плотности тока, значит выбираем ближайшее значение сечения равное S = 25 мм2 и током 105 А.

4. Проверяем выбранный кабель по термической стойкости к токам к.з.:

(91)

где - установившийся ток к. з., А;

tn = 0,25 с - приведенное время протекания тока короткого замыкания;

- коэффициент, для алюминия с = 12;

Выбранный кабель по термической стойкости проходит.

Окончательно выбираем кабель марки ААБл - 3Ч25 мм2.

2.9 Расчет токов короткого замыкания

Коротким замыканием (к.з.) называется нарушение нормальной работы электрической установки, вызванное замыканием фаз между собой, а также замыканием фаз на землю.

К.з. в электроустановках возникают в результате пробоев и перекрытий изоляции электрооборудования, набросов, ошибочных действий персонала и по многим другим причинам.

Расчет токов короткого замыкания в сетях состоит в определении возможного наибольшего тока трехфазного короткого замыкания и наименьшего возможного тока двухфазного короткого замыкания.

Токи трехфазного короткого замыкания рассчитывают с целью проверки кабеля на термическую стойкость и коммутационной аппаратуры на отключающую способность, термическую и динамическую стойкость.

Расчет токов короткого замыкания в сетях напряжением выше 1 кВ производим в относительных величинах, т.е. в долях или процентах от принятой базисной величины.

Для расчета вычерчиваем расчетную однолинейную схему электроснабжения предприятия и на ее основе составляем схему замещения на которой намечаем расчетные точки (К1, К2, К3, ). Все элементы схемы электроснабжения заменяют соответствующими сопротивлениями. В схеме замещения учитывают генераторы, трансформаторы, ЛЭП и реакторы. Расчет сводится к определению суммарного сопротивления цепи от источника питания до предполагаемого места короткого замыкания, определению необходимых токов короткого замыкания и мощности короткого замыкания.

Рисунок 1 - Схема замещения

Определяем базисное сопротивление:

Ом (92)

где Xd = 0,125 - индуктивное сопротивление турбогенератора;

Sб = 240 мВ·А - базисная мощность;

Sном = 31,5 мВ·А - мощность трансформатора ГПП.

Определяем базисное сопротивление воздушной линии:

(93)

где Х0 = 0,4 Ом/км - удельное сопротивление линии;

l = 17 км - длина линии;

Uб = 115 кВ - базисное напряжение. (94)

Определяем базисное сопротивление трансформатора:

(95) где uк = 17% - напряжение к.з. трансформатора.

Определяем базисное сопротивление реактора. Выбираем реактор марки РБ 10-630-0,4:

 (96)

где Хном.р% - номинальная реактивность, %;

Iб - базисный ток, кА;

Uном.р - номинальное напряжение реакторов;

Iном.р - номинальный ток реактора, кА.

Определяем номинальную реактивность реактора:

(97)

где Хном.р= 0,4 Ом - номинальное индуктивное сопротивление реактора;

%

Определяем базисный ток:

А (98)

А

Определяем базисное сопротивление кабельной линии

(99)

Определяем результирующее сопротивление для точки K-1:

(100)

Определяем установившийся ток к.з. для точки K-1:

, кА (101)

Определяем мощность к.з. для точки K-1:

(102)

МВ · А

Определяем ударный ток:

(103)

где Kу = 1,3 - ударный коэффициент;

кА

Определяем действующее значение полного тока к.з. для точки K-1:

кА (104)

кА

Определяем ток к.з. в точке K-2

Определяем базисное сопротивление линии:

где Х0 = 0,08 Ом/км - удельное сопротивление линии;

l = 0,6 км - длина линии;

Uб = 6,3 кВ - базисное напряжение.

Определяем результирующее сопротивление для точки K-2:

(105)

Определяем установившийся ток к.з. для точки K-2:

кА

кА

Определяем мощность к.з. для точки K-2:

МВ · А

Определяем ударный ток для точки K-2:

где Kу = 1,3 - ударный коэффициент;

кА

Определяем действующее значение полного тока к.з. для точки K-2:

кА

Определяем ток к.з. в точке K-3

Определяем базисное сопротивление линии:

где Х0 = 0,08 Ом/км - удельное сопротивление линии;

l = 0,4 км - длина линии;

Uб = 6,3 кВ - базисное напряжение.

Определяем результирующее сопротивление для точки K-3:

Определяем установившийся ток к.з. для точки K-3:

кА

кА

Определяем мощность к.з. для точки K-3:

МВ·А

Определяем ударный ток:

где Kу = 1,3 - ударный коэффициент;

кА

Определяем действующее значение полного тока к.з. для точки K-3:

кА

кА

2.10 Расчет и выбор пускозащитной аппаратуры

Аппаратура управления и защиты предназначена для выполнения ряда функций при нормальном и аварийном режиме работы оборудования. Аппаратура позволяет осуществить пуск, регулирование частоты вращения, останов, реверс электродвигателей, а также автоматическую защиту.

Масляные выключатели выбирают по номинальным напряжению и току, роду установки и условиям работы, а затем проверяют на отключающую способность в режиме короткого замыкания и на стойкость при сквозных токах короткого замыкания.

Выбираем масляный выключатель для установки в РУ-6кВ, данные которого приведены в таблице 5.

Определяем расчётный ток термической стойкости:

(106)

где время протекания тока термической стойкости.

Из каталожных данных видно, что выключатель проходит по всем данным.

Принимаем масляный выключатель марки ВМПП - 10 - 630 - 31,5 У2.

Выбираем масляный выключатель для установки к понизительному трансформатору, данные которого приведены в таблице 6.

Таблица 5

Данные для выбора масляного выключателя (для понизительного трансформатора)

Расчётные	Паспортные

Определяем расчётный ток термической стойкости:

 (107)

Из каталожных данных видно, что выключатель проходит по всем данным. Принимаем выключатель марки ВМПП - 10 - 630 - 31,5 У2. но, что выключатель отвечает всем требованиям.еля

Выбираем масляный выключатель для установки к приводу вентиляторной установки, данные которого располагаем в таблице 7.

Таблица 7

Данные для выбора масляного выключателя (для вентиляторной установки)

Расчётные	Паспортные

Определяем расчётный ток термической стойкости:

(108)

Из каталожных данных видно, что выключатель проходит по всем данным.

Принимаем выключатель марки ВМПП - 10 - 630 - 31,5 У2.

2.11 Расчет заземления

Заземление - это гальваническое соединение электроустановки с заземляющими устройствами, при котором все металлические корпуса электроприемников и металлических конструкций, которые могут оказаться под опасным напряжением из-за повреждения изоляции, должны быть преднамеренно надежно соединены с землей. При защитном заземлении между корпусом защищаемого объекта и землей предусматривается электрическое соединение с малым сопротивлением, чтобы в случае

замыкания па корпус этого объекта и прикосновения человека к корпусу через тело человека не мог пойти ток, опасны для его жизни и здоровья. Для этого соединение с землей должно иметь сопротивление во много раз меньше чем сопротивление тела человека. Тогда основная часть тока будет проходить через тело человека.

В качестве местных заземлителей принимаем стальные трубы длиной 5м и диаметром 12 мм2. Сопротивление заземление принимаем Rз=4 Ом.

Определяем сопротивление одного вертикального заземлителя:

Ом; (109)

где Ом/м - удельное сопротивление суглинок с учетом коэффициента сезонности;

с=100 Ом/м - удельное сопротивление глины;

kс=1,25 - коэффициент сезонности;

t=3,2 - глубина заглубления труб;

l=5м - длина вертикального заземлителя;

d=12мм - диаметр зазамлителя;

Ом

Определяем сопротивление одного горизонтального заземлителя:

Ом; (110)

где Ом/м - удельное сопротивление суглинок с учетом коэффициента сезонности;

с=100 Ом/м - удельное сопротивление глины;

kс=3 - коэффициент сезонности;

l=240 м - длина горизонтального заземлителя;

b=40мм - ширина полосы горизонтального заземлителя;

Ом

Определяем полное сопротивление горизонтального заземлителя:

,Ом; (111)

где зг=0,34 - коэффициент использования горизонтальной полосы;

 Ом;