“三量”计算
一）三量的可采期限规定如下：
1、开拓煤量的可采期限—般为三至五年以上；
2、准备煤量的可采期限—般为一年以上；
3、回采煤量的可采期限一般为四至六个月以上。
(二)三量实际可采期计算公式
1、生产矿井：
期末开拓煤量
开拓煤量可采期(年)＝──────────
当年计划年产量
期末准备煤量
准备煤量可采期(月)＝──────────
当年平均月计划产量
期末回采煤量
回采煤量可采期(月)＝
当年平均月计划回采产量
(三)三量的解释和计算范围：
1、开拓煤量：开拓煤量系指已完成开采所必需的主井、副井、风井、井底车场、主要石门(或称中央石门)或采区石门、集中运输大巷或运输大巷、集中下山或采区下山、主要溜煤眼和必要的总回风道等的开拓、掘进工程所构成的煤量。沿倾斜由已掘凿的集中运输大巷或运输大巷的水平起，向上直到总回风道、煤层风化带下部边界或采空区下部边界上；沿走向到煤层两翼最后—个上山(或下山、石门)
采区边界，这个范围内的煤量减去地质损失、设计损失和开拓煤量可采期限内不能开采的煤量后，即为开拓煤量。计算公式如下：开拓煤量＝(煤层两翼已开拓的走向长度×采区平均斜长×煤层平均厚度×煤的容重－地质损失－开拓煤量可采期限内不能开采的煤量) ×采区回采率
说明：
(1)用上山开采单一煤层时，两翼运输大巷和必要的总回风道必须作通到采区上山口的位置，运输大巷并应超过采区上山的采区车场岔道外一百米以上，以便车场调车与大巷继续掘进互不干扰。此时，开拓煤量计算公式中的煤层两翼走向长度应计算至此上山的采区边界；若运输大巷或总回风道末做通到采区上山口位置，走向长度只能计至前一上山采区的边界。
(2)用下、上山同时开采单一煤层时，下山部分的开拓煤量也应计算在内。如系用“采区下山”开采时，采区下山应掘至采区车场，并完成采区车场的掘凿工程。此时计算公式中的煤层走向长度应至下山采区的边界。
如采用“集中下山”采时，必须完成集中下山的车场和底运输大巷的掘凿工程，而且本水平运输大巷及集中下山底运输大巷都应作到采区上山口位置，底运输大巷要超过采区上山的车场岔道外一百米以上。此时计算公式中的煤层走向长度应计至此上山采区的边界。
(3)用主要石门及分层运输大巷开采煤层群时，每层煤的开拓煤量的计算均和单一煤层相同。
(4)用集中运输大巷及采区石门开采煤层群时，集中运输大巷应在超前运输石门五十米以上，而且石门要做通到煤层，此时计算公式
中的煤层走向长度应计至石门采区边界。
(5)开采“水平”煤层或接近水平煤层时，集中运输大巷必须作到盘区运输巷道口外五十米的位置(盘区运输巷道相当于上、下山)。此时计算公式中的煤层走向长度计至盘区的边界；公式中的采区平均斜长为垂直于运输大巷方向的盘区宽度。
(6)用岩石运输大巷及盘区溜煤眼开拓“水平煤层”或接近水平的煤层时，岩石运输大巷应超前盘区溜煤眼五十米以上。此时计算公式中的煤层走向长度应计至该盘区边界：公式中的采区平均斜长为盘区宽度。
(7)计算公式中的“地质损失”系指因为地质及水文地质条件不利所造成的损失，包括由于含水大、煤质坏、厚度薄、断层多等原因不能开采的煤量。
公式中的“开拓煤量可采期限内不能开采的煤量”系指永久煤柱和在开拓煤量可采期限内不能开始回采的临时煤柱及其它被压煤量。
(8)上述开拓煤量计算公式仅适用于一般比较稳定的煤层；若煤层不稳定，变化较大，不能直接用上述公式计算时，应根据具体情况分成块段，按公式的内容进行计算。
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。 9、高压起动器的过载电流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
附录矿井“三量”及“三量”可采期 计算方法 一、开拓煤量是在矿井可采储量范围内已完成设计规定的主井、副井、风井、井底车场、主要石门、采（盘）区大巷、回风石门、回风大巷、主要硐室和煤仓等开拓掘进工程后，形成矿井通风、排水等系统所圈定的煤炭储量，减去开拓区内地质及水文地质损失、设计损失量和开拓煤量可采期内不能回采的临时煤柱及其它开采量。开拓煤量按下式计算： Q开＝（LhMD-Q地损 -Q呆滞）K 式中：Q开——开拓煤量，t； L——已完成开拓工程的采（盘）区煤层平均走向长度，m； h——已完成开拓工程的采（盘）区煤层平均倾斜长，m； M——开拓区域煤层平均厚度，m； D——实体煤容重，t/m3; Q地损——地质及水文地质损失，t； Q呆滞——呆滞煤量，包括永久煤柱的可回采部分和开拓煤量可采期内不能开采的临时煤柱及其它煤量，t； K——采区回采率。
二、准备煤量是在开拓煤量范围内已完成了设计规定的采（盘）区主要巷道掘进工程，形成完整的采（盘）区通风、排水、运输、供电、通讯等生产系统后，且煤与瓦斯突出煤层煤巷条带区域无突出危险的煤层中，各区段（或倾斜条带）可采储量与回采煤量之和。准备煤量按下式计算： 式中Q准——准备煤量，t； L i——第i个区段的采煤工作面有效推进长度，m； l i——第i个区段的平均采煤工作面长度，m； M i——第i个区段的煤层平均厚度，m； D i——第i个区段的实体煤容重，t/m3； K i——第i个区段的工作面回采率； q i——第i个区段的巷道掘进出煤量，t； n——区段个数； Q回——回采煤量，t。 三、煤与瓦斯突出煤层煤巷条带区域无突出危险应当满足下列条件： （一）煤与瓦斯突出煤层所圈定的准备煤量范围内回采巷道及切眼的煤巷条带采取区域防突措施后，
煤场储煤能力说明 一、装车外运环节 本矿装车方式分火车装车与汽车装车两种。其中汽车装车时间为8h/d，运输不均衡系数取0.8，每辆汽车平均载重63.37t，可同时作业装车车位数为3点；每辆车调车作业时间为2min；铁路每天来车列数3列，每列车平均载重3150t。 二、储煤环节 矿井有铁路装车仓3个，总容量1.5万t，储煤场1个，容量5.0万t，储煤总量6.5万t。 三、必备条件 地面生产系统完善，各种安全保护设施齐全，设备运转正常。 四、计算过程 1．给煤环节 主井受煤仓下配备2台型号为GLD200/5.5/S，小时给煤能力500t/h。 A＝2〃330〃Q〃t/（104×K1） =2×330×500×18/（104×1.2） =495万t/a 2．筛分环节 筛分环节布置2台设备型号为BHS-2155Z振动筛，单台设备生产能力为500t/h. A＝2〃330〃Q〃t〃2/（104×K1） ＝2×330×500×18×2/（104×1.2） ＝495万t/a 3．原煤运输环节 由运输环节设备参数表可以看出，系统中设备能力最小环节是主井到筛分车间皮带机，其运输能力为750t/h。 A＝3600×330〃w〃v〃t/（107×K1） =3600×330×83.3×2.5×18/（107×1.2） =371.1万t/a 式中：A—年运输量（万t/a）； w—单位输送机长度上的负载量, 取83.3kg/m； v—带式输送机运行速度, 取2.5m/s； t—日运输时间，取18h； k1—运输不均匀系数，取1.2。 4．装车外运环节 本矿装车方式分火车装车与汽车装车两种。其中汽车装车时间为8h/d，运输不均衡系数取0.8，每辆汽车平均载重63.37t，可同时作业装车车位数为3点；每辆车调车作业时间为2min；每辆车平均装车时间15min。火车平均每列载重3150t，铁路为矿区自营，运输不均匀系数取1.2，每天来车列数3列。 （1）汽车外运能力按下式计算： A汽=330×10-4A1 k1T （万t/a） 式中：A－年装车外运量，万t/a； k1－运输不均匀系数，外委汽车队取0.8； T－每日装车作业时间，T=8h/d； A1－小时装车能力，按下式计算：
矿井三量计算 集团文件版本号：（M928-T898-M248-WU2669-I2896-DQ586-M1988）
“三量”计算公式 一）三量的可采期限规定如下： 1、开拓煤量的可采期限—般为三至五年以上； 2、准备煤量的可采期限—般为一年以上； 3、回采煤量的可采期限一般为四至六个月以上。 (二)三量实际可采期计算公式 1、生产矿井： 期末开拓煤量 开拓煤量可采期(年)＝────────── 当年计划年产量 期末准备煤量 准备煤量可采期(月)＝────────── 当年平均月计划产量 期末回采煤量 回采煤量可采期(月)＝ 当年平均月计划回采产量 (三)三量的解释和计算范围： 1、开拓煤量：开拓煤量系指已完成开采所必需的主井、副井、风井、井底车场、主要石门(或称中央石门)或采区石门、集中运输大巷或运输大巷、集中下山或采区下山、主要溜煤眼和必要的总回风道等的开拓、掘进工程所构成的煤量。沿倾斜由已掘凿的集中运输大巷或运输大巷的水平起，向上直到总回风道、煤层风化带下部边界或采空区下部边界上；沿走向到煤层两翼最后—个上山(或下山、石门)采区边界，这个范围内的煤量减去地质损失、设计损失和开拓煤量可采期限内不能开采的煤量后，即为开拓煤量。计算公式如下： 开拓煤量＝(煤层两翼已开拓的走向长度×采区平均斜长×煤层平均厚度×煤的容重－地质损失－开拓煤量可采期限内不能开采的煤量) ×
采区回采率 说明： (1)用上山开采单一煤层时，两翼运输大巷和必要的总回风道必须作通到采区上山口的位置，运输大巷并应超过采区上山的采区车场岔道外一百米以上，以便车场调车与大巷继续掘进互不干扰。此时，开拓煤量计算公式中的煤层两翼走向长度应计算至此上山的采区边界；若运输大巷或总回风道末做通到采区上山口位置，走向长度只能计至前一上山采区的边界。 (2)用下、上山同时开采单一煤层时，下山部分的开拓煤量也应计算在内。如系用“采区下山”开采时，采区下山应掘至采区车场，并完成采区车场的掘凿工程。此时计算公式中的煤层走向长度应至下山采区的边界。 如采用“集中下山”采时，必须完成集中下山的车场和底运输大巷的掘凿工程，而且本水平运输大巷及集中下山底运输大巷都应作到采区上山口位置，底运输大巷要超过采区上山的车场岔道外一百米以上。此时计算公式中的煤层走向长度应计至此上山采区的边界。 (3)用主要石门及分层运输大巷开采煤层群时，每层煤的开拓煤量的计算均和单一煤层相同。 (4)用集中运输大巷及采区石门开采煤层群时，集中运输大巷应在超前运输石门五十米以上，而且石门要做通到煤层，此时计算公式中的煤层走向长度应计至石门采区边界。 (5)开采“水平”煤层或接近水平煤层时，集中运输大巷必须作到盘区运输巷道口外五十米的位置(盘区运输巷道相当于上、下山)。此时计算公式中的煤层走向长度计至盘区的边界；公式中的采区平均斜长为垂
一、系统 ………３ 二、短路 (6) 三、高爆开关整定计算 (12) 1、高爆开关计算原则 (12) 2、中央变电所高爆开关整定计算 (14) 3、采区变电所高爆开关整定计算 (19) 4、付井底变电所高爆开关整定计算 (22) 5、地面主井高压变电所整定计算 (24) 一、系统概况 1、供电系统简介 XXXXXXX开关站供电系统为单母线分段分列运行供电方式，由来集变电站（110/10KV）馈出两趟10 KV架空线路（来7板、来14板，架空线型号为LGJ-150 ）到宏达10KV开关站，通过此10KV宏达开关站分别供宏达矿和桧树亭两矿用电。 桧树亭煤矿井下供电采用双回路分列运行方式（电缆型号为：*70-528 /504米），分别在地面桧树亭开关站两段母线上（桧11板在Ⅰ段母线，桧4板在Ⅱ段母线），井下布置有1个中央变电所（14台高爆开关，其中3台高压启动器、12台高压馈电开关，其中11#为采区I回路，2#为采区II回路。4台KBSG干式变压器，容量分别为两台500KVA，两台100KVA）、1个采区变电所（7台高爆开关、4台KBSG 干式变压器，容量分别为两台315KVA，两台100KVA）。1个付井底变电所（5台高爆开关、2台KBSG干式变压器，容量分别为315KVA）。
采区变电所、付井底变电所有两回路进线电源，采用分列供电，通过高压铠装电缆从中央变电所馈出线。局部扇风机实现“三专加两专”供电。全矿井下变压器总容量2660kVA，高压负荷3*280kW，最大启动电流10kV侧130A。负荷使用率。 2、10KV系统资料
以上表中参数为说明书数值。 经集团公司供电处提供来集变电站10KV侧标么值为： 最大运行方式下：最小运行方式下： （4）、线路参数 来集站到宏达站架空线路型号：LGJ-150 2112/2072m 上下杆电缆型号：10KV -3×240 总长100m 宏达开关站到桧树亭矿架空线路型号： LGJ-95 2400/2340m 上下杆电缆型号：15KV -3×150 总长80m 桧树亭地面高压变电所到桧树亭中央变电所电缆型号： MYJV42-3×70-10 528/504m 桧树亭中央变电所到采区变电所电缆型号： MYJV22-3×50-10 940/856m 桧树亭中央变电所到付井底变电所电缆型号： MYJV22-3×50-10 658/668m 桧树亭地面高压变电所到地面付井变电所电缆型号： 15KV -3×50 850/850m 查表参数如下： 架空线X＝Ω/KM 高压电缆X=Ω/KM 二、短路电流和短路容量计算 （1）绘制电路图并计算各元件的相对基准电抗。
关于工业锅炉房煤场及灰渣部分设计计算 摘要：本文涉及了160吨/小时的锅炉房的煤场面积，输煤皮带的计算及灰渣量的计算，其中灰渣部分单独计算了70吨/小时的灰量和渣量，90吨/小时的渣量，160吨/小时的灰量。 关键词：煤场面积，输煤皮带计算煤耗，灰渣量，灰量，渣量 前言：煤场面积与进场煤的运输方式有关，灰渣量灰渣量与煤的灰份大小和燃烧方式有关，常用数据的选取由相关数据表给出。 1.煤场面积的计算： 由煤厂面积计算公式 KH ρ QN = F F —煤场面积（ m2) Q —煤堆储煤量（t ），按进场煤的运输方式计算，火车或船舶运输贮存10～25天锅炉最大耗煤量，取15天。160吨/小时额定蒸汽对应最大煤耗量（对链条锅炉，吨汽煤耗取值0.17t/t ）： Q=9792（t ） N —煤堆通道占用面积系数，火车运煤取1.3 K —煤堆形状系数，梯形取值0.7～0.8。这里取0.8 H —煤堆高度（m)，由表1－1取值2.5m ρ—煤的堆积密度（t/m3),由表1－2取值0.8 于是 KH ρQN = F 7956m2=0.8×2.5×0.8 1.3×9792= 即：火车给总蒸发量为160吨/小时的锅炉房运煤，按储煤15天，需要煤 场面积为7956平方米。 我场常用煤的资料： 灰份Aar:17.52%, 挥发份Vdaf:22.48%, 水份Mar:11.73% 低位发热量https://www.doczj.com/doc/1913687395.html,:22652.8kJ/kg,，固定炭C:48.27% 根据附表2－1我国工业锅炉用煤分类表，其为Ⅲ类烟煤
1.2.贮煤场的装卸机械设备 见附表1－3煤厂机械适用范围 2.输煤皮带 锅炉计算燃煤吨汽煤耗：0.17t/t 锅炉房160t/h 额定蒸发量为最大连续蒸发量，则该锅炉房小时煤耗 0.17×160＝27.2t/h 则锅炉房24小时最大煤耗Q1： 0.17×160×24＝652.8t 输煤皮带额定输送量计算公式： Q=k ×B 2×v ×ρ Q —额定输送量 （t/h ） K —按倾角β＝20°槽形（有托辊）计算查表取值：320 B —皮带宽度，500mm,计算取值0.5m v —带速，最大值2m/s ，经验取值1.0m/s 。 ρ—煤堆积密度（散装），依据附表1－2煤堆积密度和安息角，取值： 0.8t/m3， 则输煤皮带额定输送量Q ： Q=320×0.52×1×0.78＝62.4t/h ＞27.2t/h 皮带昼夜工作时间T 为 昼夜最大煤耗Q1/输煤皮带额定输送量Q ： T ＝Q1/Q=652.8/62.4=10.46小时 即输煤皮带在带速V=1.0m/s 的工况下，额定输送量大于锅炉房额定煤耗量，且皮带昼夜工作时间T 为10.46小时, 满足生产需要。 3.灰渣量的计算； 锅炉灰渣量的大小与煤的灰份大小和燃烧方式有关，每台锅炉的灰渣量可以按照下式计算; G=G m 【A ar ÷100 +（Q net.ar ×q 4）÷（33870×100）】 G ——煤台锅炉的灰渣量（t/h ） G m ——锅炉最大连续蒸发量时的实际煤耗量（t/h ） A ar ——燃煤收到基灰份（％），依据煤质资料，A ar =17.52 Q net.ar ——燃煤收到基低位发热量（kJ/kg ）,依据煤质资料Q net.ar =22652.8 kJ/kg
山西吕梁离石西山亚辰煤业有限公司井下中央变电所高开整定计算说明书二0一八年四月二十五日
井下中央变电所高开整定计算说明书 1、开关802的保护整定计算与校验： 负荷额定总功率：260(KW)； 最大电机功率：160 (KW)；最大电流倍数：6； 1× 0.7×260×1000 3×10000×0.7 = 15.01(A)； ◆反时限或长延时过流保护（过载）： 反时限过流保护：rel c N dz ret i K K I I K K ??= ?=1.1×1×15.01 1×40 = 0.41（A ）； 取=z I 0.4 (A ）；即一次侧实际电流取为16（A ）； 时限特性：默认反时限，报警时间1s ； ◆躲过最大负荷电流的过流保护(短路)： 通过开关最大电流：max qe e I I I =+∑= 65.21+ 5.77 = 70.98(A) 过流保护：max rel c dz ret i K K I I K K ??= ?= 1.1×1×70.98 1×40=1.95 (A)； 取=dz I 2（A ）档；即一次侧实际电流取为80（A ）； 时限特性：默认反时限； 短路电流计算：系统短路容量d S ：60MV A ；系统电抗为：1.8375Ω； 高压电缆阻抗参数表 短路电流计算表 2 2) 2(min ) ()(2∑∑+?= X R U I av d = 10.5×1000 2×0.18322+1.91432 = 2730.04(A)； 2 2) 3(min )()(3∑∑+?= X R U I av d = 10.5×1000 3×0.18322+1.9143 2 = 3152.38 (A)； U I S d d ??=)2(min 2= 2×2730.04×10.5 1000 =57.33 (MV A)；
三量的划分和计算 （一）开拓煤量 在矿井可采储量范围内已完成设计规定的主井、副井、风井、井底车场、主要石门、集中运输大巷、集中下山、主要溜煤眼和必要的总回风巷等开拓掘进工程所构成的煤储量，并减去开拓区内地质及水文地质损失、设计损失量和开拓煤量可采期内不能回采的临时煤柱及其它开采量，即为开拓煤量。 计算公式：Q开＝（LhMD-Q地损-Q呆滞）K 式中：Q开——开拓煤量，t； L——煤层两翼已开拓的走向长度，m； h——采区平均倾斜长，m； M——开拓区煤层平均厚度，m； D——煤的视密度，t/m3 Q地损——地质及水文地质损失，t； Q呆滞——呆滞煤量，包括永久煤柱的可回采部分和开拓煤量可采期内不能开采的临时煤柱及其它煤量，t； K——采区采出率。 （二）准备煤量 在开拓煤量范围内已完成了设计规定所必须的采区运输巷、采区回风巷及采区上（下）山等掘进工程所构成的煤储量，并减去采区内地质及水文地质损失、开采损失及准备煤量可采期内不能开采的煤量后，即为准备煤量。
计算公式：Q准＝（LhMD-Q地损-Q呆滞）K 式中Q准——准备煤量，t； L——采区走向长度，m； h——采区倾斜长度，m； M——采区煤层平均厚度，m。 在一个采区内，必须掘进的准备巷道尚未掘成之前，该采区的储量不应算作准备煤量。 （三）回采煤量 在准备煤量范围内，按设计完成了采区中间巷道（工作面运输巷、回风巷）和回采工作面开切眼等巷道掘进工程后所构成的煤储量，即只要安装设备后，便可进行正式回采的煤量。 计算公式为：Q回＝LhMDK 式中：Q回——回采煤量，t； L——工作面走向可采长度，m； h——工作面倾斜开采长度，m； M——设计采高或采厚，m； K——工作面回采率。 上述各煤量的计算公式，仅适用于较稳定煤层。若煤层不稳定，厚度变化较大时，应依具体情况划分块段分别计算煤储量后求和。 三量开采期 （一）三量可采期的规定
“三量”计算 一）三量的可采期限规定如下： 1、开拓煤量的可采期限—般为三至五年以上； 2、准备煤量的可采期限—般为一年以上； 3、回采煤量的可采期限一般为四至六个月以上。 (二)三量实际可采期计算公式 1、生产矿井： 期末开拓煤量 开拓煤量可采期(年)＝────────── 当年计划年产量 期末准备煤量 准备煤量可采期(月)＝────────── 当年平均月计划产量 期末回采煤量 回采煤量可采期(月)＝ 当年平均月计划回采产量 (三)三量的解释和计算范围： 1、开拓煤量：开拓煤量系指已完成开采所必需的主井、副井、风井、井底车场、主要石门(或称中央石门)或采区石门、集中运输大巷或运输大巷、集中下山或采区下山、主要溜煤眼和必要的总回风道等的开拓、掘进工程所构成的煤量。沿倾斜由已掘凿的集中运输大巷或运输大巷的水平起，向上直到总回风道、煤层风化带下部边界或采空区下部边界上；沿走向到煤层两翼最后—个上山(或下山、石门)
采区边界，这个范围内的煤量减去地质损失、设计损失和开拓煤量可采期限内不能开采的煤量后，即为开拓煤量。计算公式如下：开拓煤量＝(煤层两翼已开拓的走向长度×采区平均斜长×煤层平均厚度×煤的容重－地质损失－开拓煤量可采期限内不能开采的煤量) ×采区回采率 说明： (1)用上山开采单一煤层时，两翼运输大巷和必要的总回风道必须作通到采区上山口的位置，运输大巷并应超过采区上山的采区车场岔道外一百米以上，以便车场调车与大巷继续掘进互不干扰。此时，开拓煤量计算公式中的煤层两翼走向长度应计算至此上山的采区边界；若运输大巷或总回风道末做通到采区上山口位置，走向长度只能计至前一上山采区的边界。 (2)用下、上山同时开采单一煤层时，下山部分的开拓煤量也应计算在内。如系用“采区下山”开采时，采区下山应掘至采区车场，并完成采区车场的掘凿工程。此时计算公式中的煤层走向长度应至下山采区的边界。 如采用“集中下山”采时，必须完成集中下山的车场和底运输大巷的掘凿工程，而且本水平运输大巷及集中下山底运输大巷都应作到采区上山口位置，底运输大巷要超过采区上山的车场岔道外一百米以上。此时计算公式中的煤层走向长度应计至此上山采区的边界。 (3)用主要石门及分层运输大巷开采煤层群时，每层煤的开拓煤量的计算均和单一煤层相同。 (4)用集中运输大巷及采区石门开采煤层群时，集中运输大巷应在超前运输石门五十米以上，而且石门要做通到煤层，此时计算公式
目录 井下供电系统两相短路电流计算 (2) 井下供电系统两相短路电流计算 (2) 一、K1 点选择在高压开关进线端 (2) 二、K2 点选择在500kVA 变压器出线端 (2) 三、K3 点选择在100kVA 变压器出线端 (3) 四、K4 （9111 采面配电点） (3) 五、K5 点选择在绞车房 (3) 六、K6点选择在9112 —2回风巷掘进工作面配电点 (4) 七、K7 点选择在+968m 三连运输巷掘进工作面配电点 (4) 八、K8 点选择在+971m 三连回风巷掘进工作面配电点 (5) 九、K9 点选择在9112—2回风巷掘进工作面备用局扇配电点 (5) 十、K10点选择在水泵房配电点 (5) 十一、三专线路计算 (6) 井下开关过流整定计算 (7) 一、9111 配电点 (7) 二、9112— 2 配电点整定计算 (9) 三、+968m 三连运输巷配电点整定计算 (10) 四、+971m 三连回风巷配电点整定计算 (10) 五、绞车房整定计算 (11) 六、水泵房整定计算 (12) 七、局扇供电线路整定计算 (12) 八、井下主变电所馈电开关电流整定计算 (14) 九、三专供电线路整定计算 (18) 十、高压开关整定计算 (19) 地面变电所整定值计算 (20) 一、编制依据 (20) 二、最大运行方式短路电流计算 (22) 三、地面高压保护装置整定计算 (25) 管理制度 (30)
井下供电系统两相短路电流计算 供电区域：+968m 三连运输巷掘进工作面配电点、+971m 三连回风 巷掘进工作面配电点、9112- 2回风巷掘进工作面配电点、9111工作 面配电点、绞车房、水泵房。 +968m 主变电所一回高压进线电缆短路电流计算 计算条件：电压：10kV,电缆截面：35mm 电缆长度L : 1100m 变 压器容量：600kVA 开关额定短路容量：25kA 。 K1点选择在高压开关进线端 1:电源系统电抗 U 2 2 X sy = 乩= 10/433=0.23094 Q S S (式中系统短路容量 Ss=1.732 X 25X 10000=433MV ) 2:高压电缆阻抗：35mrr 高压电缆查表得 Ro=0.616Q /km , Xo=0.084 Q /km ,可计算出：Xw=XoL=0.084X 1.仁0.0924 Q Rw 1 =RoL=0.616X 1.1=0.6776 Q 3:短路回路总阻抗 Z=、Rw 12 (X SY X W1)2 =、0.67762 (0.23094 0.0924)2 =0.7508 Q 4： K 点两相短路电流 K2点选择在500kVA 变压器出线端 高压侧系统电抗、电缆阻抗折算到变压器二次侧： X W 1 =(Xsy+Xw /) X (￡)2二(0.23094+0.0924 ) X (_^)2 = 0.0015 Q U 10000 R W 1=F W1X ( E)2=0.6776 X (_69L )2= 0.0032 Q U 1 10000 变压器后的总阻抗：RT=0.0078Q ,XT=0.0433 Q ,500kVA Z= ,(RwT RT)2 (X W 「X T )2 =0.046 Q K2点两相短路电流： =10000 2 0.7508 =6660A 3= 2 3 2 I =7691A
煤矿巷道及通风计算公式 一、常见断面面积计算： 1、半圆拱形面积=巷宽×（巷高+0.39×巷宽） 2、三心拱形面积=巷宽×（巷高+0.26×巷宽） 3、梯形面积=（上底+下底）×巷高÷2 4、矩形面积=巷宽×巷高 二、风速测定计算： V表=n/t (m/s) (一般为侧身法测风速) 式中：V表：计算出的表速；n：见表读数；t：测风时间（s） V真=a+ b×V表 式中：V真：真风速（扣除风表误差后的风速）； a、b：为校正见表常数。 V平=K V真=（S-0.4）×V真÷S 式中：K为校正系数（侧身法测风时K=（S-0.4）/S，迎面测风时取1.14）；S为测风地点的井巷断面积 三、风量的测定： Q=SV 式中Q：井巷中的风量（m3/s）;S：测风地点的井巷断面积（m2）; V：井巷中的平均风速（m/s） 例1：某半圆拱巷道宽2m,巷道壁高1m,风速1m/s，问此巷道风量是多少。 例2：某煤巷掘进断面积3m2,风量36 m3/min，风速超限吗？ 四、矿井瓦斯涌出量的计算： 1、矿井绝对瓦斯涌出量计算（Q瓦）
Q瓦=QC （m3/min） 式中Q：为工作面的风量；C：为工作面的瓦斯浓度（回风流瓦斯浓度-进风流中瓦斯浓度） 例：某矿井瓦斯涌出量3 m3/min，按总回风巷瓦斯浓度不超限计算矿井供风量不得小于多少。 2、相对瓦斯涌出量（q瓦） q瓦=1440Q瓦*N T（m3/t） 式中Q瓦：矿井绝对瓦斯涌出量；1440：为每天1440分钟； N：工作的天数（当月）；T：当月的产量 五、全矿井风量计算： 1、按井下同时工作最多人为数计算 Q矿=4NK （m3/min） 式中4：为《规程》第103条规定每人在井下每分钟供给风量不得少于4立方米；N：井下最多人数；K：系数（1.2~1.5） 2、按独立通风的采煤、掘进、硐室及其他地点实际需要风量的总和计算 Q矿=（∑Q采+∑Q掘+∑Q硐…+∑Q其他）×K 式中K：校正系数（取1.2~1.8） 六、采煤工作面需风量 1、按瓦斯涌出量计算 Q采=100×q采×K CH4 （m3/min） 式中100：为系数；q采：采煤工作面瓦斯涌出量（相对）； K CH4：瓦斯涌出不均衡系数（取1.4~2.0）
煤矿井下低压开关整定 计算公式 文件排版存档编号：[UYTR-OUPT28-KBNTL98-UYNN208]
低防开关整定计算一、过流保护： 1、整定原则: 过流整定选取值 I 过流应依据开关可调整范围略大于或等于所带设备额定电流Ie。如果低防开关带皮带负荷，为躲过皮带启动电流，过流整定值 I 过流应依据开关可调整范围取所带设备额定电流Ie 的倍。低防总开关过流整定值考虑设备同时运行系数和每台设备运行时的负荷系数（取同时系数 K t =－，负荷系数取K f ＝－），在选取时总开关过流整定值应为各分开关（包括照明综保）过流整定值乘以同时系数K t 和负荷系数K f 。（依据经验，如果总开关所带设备台数较少，同时系数可取）。 2、计算公式（额定电流Ie） Ie=Pe/（ 3 Ue cosФ） Pe：额定功率（W） Ue：额定电压（690V） cosФ：功率因数（一般取）注：BKD1-400 型低防开关过流整定范围（40-400A） BKD16-400 型低防开关过流整定范围（0-400A）二、短路保护（一）、BKD16-400 型 1、整定原则：分开关短路保护整定值选取时应小于被保护线路末端两相短路电流值，略大于或等于被保护设备所带负荷中最大负荷的起动电流加其它设备额定电流之和，取值时应为过流值的整数倍，可调范围为3-10Ie。总开关短路保护整定值应小于依据变压器二次侧阻抗值算出的两相短路电流值，大于任意一台分开关的短路定值。选取时依据情况取依据变压器二次侧阻抗值算出的两相短路电流值－倍，可调范围为3-10Ie。 2、计算原则：被保护线路末端两相短路电流计算时，阻抗值从变压器低压侧算起，加上被保护线路全长的阻抗（总开关计算被保护线路的阻抗时，电缆阻抗忽略不计，只考虑变压器二次侧阻抗值）。被保护设备所带负荷中的最大负荷的启动电流按该设备额定电流的5－7 倍计算。 3、计算公式：（1）变压器阻抗：Z b （6000） =U d %×Ue 2 /Se U d %：变压器阻抗
堆煤场起尘量计算公式 Prepared on 22 November 2020
环评计算常用数据及公式供参考（仅用来借鉴） 废气类： 烧一吨煤，产生1600×S%千克SO2，1万m3废气，产生200千克烟尘。 烧一吨柴油，排放2000×S％千克SO2，万m3废气；排放1千克烟尘。 烧一吨重油，排放2000×S％千克SO2，万m3废气；排放2千克烟尘。 大电厂，烟尘治理好，烧一吨煤，排放烟尘3-5千克。 普通企业，有治理设施的，烧一吨煤，排放烟尘10-15千克； 砖瓦生产，每万块产品排放40-80千克烟尘；12-18千克二氧化硫。 规模水泥厂，每吨水泥产品排放3-7千克粉尘；1千克二氧化硫。 乡镇小水泥厂，每吨水泥产品排放12-20千克粉尘；1千克二氧化硫。 物料衡算公式： 1吨煤炭燃烧时产生的SO2量＝1600×S千克；S含硫率，一般。若燃煤的含硫率为1%，则烧1吨煤排放16公斤SO2。 1吨燃油燃烧时产生的SO2量＝2000×S千克；S含硫率，一般重油%，柴油。若含硫率为2%，燃烧1吨油排放40公斤SO2。 排污系数：燃烧一吨煤，排放万标立方米燃烧废气，电厂可取小值，其他小厂可取大值。燃烧一吨油，排放－万标立方米废气，柴油取小值，重油取大值。【生活及其他烟尘排放量】 按燃用民用型煤和原煤分别采用不同的系数计算： 民用型煤：每吨型煤排放1~2公斤烟尘 原煤：每吨原煤排放8~10公斤烟尘 一、工业废气排放总量计算 1.实测法 当废气排放量有实测值时，采用下式计算： Q年=Q时×B年/B时/10000 式中：
Q年——全年废气排放量，万标m3/y； Q时——废气小时排放量，标m3/h； B年——全年燃料耗量（或熟料产量），kg/y； B时——在正常工况下每小时的燃料耗量（或熟料产量），kg/h。 2.系数推算法 1)锅炉燃烧废气排放量的计算 ①理论空气需要量（V0）的计算 a.对于固体燃料，当燃料应用基挥发分V y>15%（烟煤），计算公式为：V0=×Q L/1000+[m3(标）/kg] 当Vy<15%（贫煤或无烟煤）， V0=Q L/4140+[m3(标）/kg] 当Q L<12546kJ/kg（劣质煤），V0=Q L对于液体燃料，计算公式为：V0=× Q L/1000+2[m3(标）/kg] c.对于气体燃料，Q L<10455kJ/（标）m3时，计算公式为： V0=×Q L/1000[m3/m3] 当Q L>14637kJ/（标）m3时， V0=×Q L/[m3/m3] 式中：V0—燃料燃烧所需理论空气量，m3(标)/kg或m3/m3；Q L—燃料应用基低位发热值，kJ/kg或kJ/（标）m3。各燃料类型的QL值对照表 （单位：千焦/公斤或千焦/标米3）燃料类型Q L 石煤和矸石8374 无烟煤22051 烟煤17585 柴油46057 天然气35590 一氧化碳12636 褐煤11514 贫煤18841
煤矿“三量”及可采期 计算规定 编制：李治南 编制日期：2018年1月31日
煤矿“三量”及可采期计算规定 一、基本内容 煤矿三量是指：开拓煤量，准备煤量，回采煤量，就是我们常说的三量。三量平衡对于正常生产有现实的意义。 为了及时掌握和检查各矿井的采掘关系，按开采准备程度，将可采储量中已经进行开拓准备的那部分储量分为开拓煤量、准备煤量和回采煤量，即所谓三量。 开拓煤量，是井田范围内已掘进开拓巷道所圈定的尚未采出的那部分可采储量。 准备煤量，是指采区上山及车场等准备巷道所圈定的可采储量。 回采煤量，是准备煤量范围内，已有回采巷道及开切眼所圈定的可采储量。 二、三个煤量的划分及计算 为了及时掌握和检查各矿井的采掘关系，按开采准备程度，将可采储量中已经进行开拓准备的那部分储量分为开拓煤量、准备煤量和回采煤量如下： 1、开拓煤量
在矿井可采储量范围内已完成设计规定的主井、副井、风井、井底车场、主要石门、集中运输大巷、集中下山、主要溜煤眼和必要的总回风巷等开拓掘进工程所构成的煤储量，并减去开拓区内地质及水文地质损失、设计损失量和开拓煤量可采期内不能回采的临时煤柱及其它开采量，即为开拓煤量。 计算公式： 计算公式： Q开＝（LhMD-Q地损-Q呆滞）K 式中：Q开——开拓煤量，t； L——煤层两翼已开拓的走向长度，m； h——采区平均倾斜长，m； M——开拓区煤层平均厚度，m； D——煤的视密度，t/m3； Q地损——地质及水文地质损失，t； Q呆滞——呆滞煤量，包括永久煤柱的可回采部分和开拓煤量可采期内不能开采的临时煤柱及其它煤量，t；
K——采区采出率。 2、准备煤量 在开拓煤量范围内已完成了设计规定所必须的采区运输巷、采区回风巷及采区上（下）山等掘进工程所构成的煤储量，并减去采区内地质及水文地质损失、开采损失及准备煤量可采期内不能开采的煤量后，即为准备煤量。 计算公式： Q准＝（LhMD-Q地损-Q呆滞）K 式中Q准——准备煤量，t； L——采区走向长度，m； h——采区倾斜长度，m； M——采区煤层平均厚度，m。 在一个采区内，必须掘进的准备巷道未掘成之前，该采区的储量不应算作准备煤量。 3、回采煤量
目录
井下供电系统两相短路电流计算 供电区域：+968m 三连运输巷掘进工作面配电点、+971m 三连回风巷掘进工作面配电点、9112－2回风巷掘进工作面配电点、9111工作面配电点、绞车房、水泵房。 +968m 主变电所一回高压进线电缆短路电流计算 计算条件：电压：10kV ，电缆截面：35mm 2，电缆长度L ：1100m ，变压器容量：600kVA ，开关额定短路容量：25kA 。 一、K1点选择在高压开关进线端 1：电源系统电抗 X Sy =S 2 U a S U =102/433=Ω （式中系统短路容量Ss=×25×10000=433MVA ） 2：高压电缆阻抗：35mm 2高压电缆查表得Ro=Ω/km ，Xo=Ω/km ，可计算出：Xw 1=XoL=×=Ω Rw 1=RoL=×=Ω 3:短路回路总阻抗 Z=2121)(W SY X X Rw ++=2 20.09240.230940.6776）（++=Ω 4：K 1点两相短路电流 I 2= Z 2U U a ?=7508.0210000?=6660A I 3=?3 2I 2 =7691A 二、K2点选择在500kVA 变压器出线端 高压侧系统电抗、电缆阻抗折算到变压器二次侧： X W1,=(Xsy+Xw 1)×(12U U )2=（+）×(10000 690)2 ＝Ω R W1,=R W1×( 12U U )2=×(10000 690)2 ＝Ω 变压器后的总阻抗：RT=Ω,XT=Ω,500kVA Z=2,12,)()1(T W X X RT Rw +++=Ω K2点两相短路电流：
I 2 =Z 2U U a ?=046.02690?=7500A I 3=?3 2I 2 =8660A 2台500kVA 变压器一样，所以计算结果一致。 三、K3点选择在100kVA 变压器出线端 高压侧系统电抗、电缆阻抗折算到变压器二次侧： X W1,=(Xsy+Xw 1)×(12U U )2=（+）×(10000 690)2 ＝Ω R W1,=R W1×( 12U U )2=×(10000 690)2 ＝Ω 变压器后的总阻抗：RT=Ω,XT=Ω,100kVA Z=2,12,)()1(T W X X RT Rw +++=Ω K3点两相短路电流： I 2= Z 2U U a ?=047.02690?=7340A I 3=?3 2I 2 =8476A 四、K4（9111采面配电点） 电缆截面：95mm 2，L=400m ，电压U=690V 。 干线电缆电阻电抗：X W 干=XoL=×=Ω R W 干=RoL=×=Ω 短路回路总阻抗：∑R=R W1,+RT+ R W 干+RH=Ω ∑X=X W1,+XT+ X W 干=Ω Z= ∑∑+ 2 2 X R =Ω K4点两相短路电流：I 2= Z 2U U a ?=2961A 五、K5点选择在绞车房 电缆截面：35mm 2，L=350m ，电压U=690V 。 干线电缆电阻电抗：X W 干=X0L=×=Ω R W 干=R0L=×=Ω 短路回路总阻抗：∑R=R W1,+RT+ R W 干+RH=Ω ∑X=X W1,+XT+ X W 干=Ω
煤场有关堆放数据： 一、煤场设立存煤上限三色预警机制，由输煤部发布通知有关厂领导和燃料部负责人； 1、发布黄色预警警报： 当煤场储煤量达到最大储煤量（26.1万吨）的80％（20.9万吨）时，提醒各部煤场储煤量或煤台高度已达到警戒线，需减少进煤量。 2、发布橙色预警警报： 当煤场储煤量达到最大储煤量的90％（23.5万吨）时，进煤量必须小于当天用煤量。 3、发布红色预警警报： 当煤场储煤量达到最大储煤量（26.1万吨）或煤台高度超过12米时，停止进煤。 二、煤场库存原则上应能满足15天的耗煤量（18万吨，其中长焰煤9万吨）： 1、当储煤量降至5天耗量（6万吨，其中长焰煤3万吨）及以下时，输煤部应立即向有关厂领导和燃料部负责人发出预警通知，加强煤炭调运，增加储煤量。 2、当储煤量降至3天耗量（3.6万吨，其中长焰煤1.8万吨）及以下时，输煤部应立即向有关厂领导和燃料部负责人通报，启动燃煤应急预案，加强煤炭调运，增加储煤量。 三、煤场区域是指西至煤场西挡煤墙，南煤场东至煤场东挡煤墙、北煤场#8皮带拉紧装置钢架，南至#17煤沟和南挡煤墙，北至#1煤沟
和北挡煤墙之间的区域；煤场区域以#8皮带为界分为南煤场和北煤场。南煤场以从西数第四个喷淋头为界，以东堆放贫瘦煤（地方煤）和焦煤，以西堆放长焰煤；北煤场以#1煤沟#19柱子为界，以东堆放贫瘦煤（地方煤），以西堆放长焰煤。南煤场西半部长焰煤可堆煤面积为30×160＝4800m2，南煤场东半部贫瘦煤可堆煤面积为45×180＝8100m2，北煤场西半部长焰煤可堆煤面积为45×160＝7200m2，北煤场东半部贫瘦煤可堆煤面积为45×190＝8550m2。煤堆最大高度为12米（以斗轮机道轨顶面为0米），南北煤场底边离斗轮机轨道2米。煤场设计存量为20万吨，最大存煤量为26.1万吨（按堆积角40°，堆积密度1t/m3计算所得），其中长焰煤10.56万吨，贫瘦煤15.54万吨。 煤场尺寸平面图：
煤矿“三量”管理制度 为全面学习贯彻落实国家煤矿安全监察局《关于印发＜防范煤矿采掘接续紧张暂行办法＞的通知》（煤安监技装〔2018〕23号）文件精神，保证矿井采掘计划接续正常和煤矿的安全生产，实现矿山的可持续发展，特制订煤矿《三量管理制度》： 一、三量管理领导机构设置 组长：矿长 副组长：总工程师 成员：各安全生产副总、调度室、机械化科、生产技术科、规划科、总工办、地质测量科等部门负责人及相关专业技术人员下设三量管理办公室，办公室设在地质测量科 主任：科长 二、三量管理职责的划分 矿长是三量管理的第一责任人；总工程师具体负责三量管理的技术管理工作，监督指导矿井三量管理的日常工作，同时负责矿井三量图纸、报表的审批工作。地质测量科科长负责协助总工程师开展日常三量的技术管理工作，监督指导三量图纸、报表的编制工作。地质测量科是矿井三量的管理部门，具体负责矿井三个煤量图纸、报表的计算和上报工作，对在矿井生产中发现“三量”可采期未达到规定要求的，及时向总工程师报告并协助相关生产科室调整采掘计划，确保矿井三量可采期符合国家规定。 （一）矿各级领导对合理开采煤炭资源,提高资源回采率和保证矿井各类回采率指标达到计划要求负责。负责决策矿井各煤层开采的配比、支架选型，负责追究由个人或单位原因造成的重大的煤炭资源损失人员的责任。 （二）总工办必须对矿井、水平、采区、工作面开采设计的先进性和合理性负责，设计回采率必须达到国家规定标准，积极推进无煤
柱开采等新技术，合理留设各种煤柱；编制或修订不少于24个月的采掘工作面接续；监督井巷工程按设计施工，若因设计不合理造成的损失，由设计部门负责。 （三）规划发展科人员应了解生产现场情况，按采煤工作面设计、地质说明书合理制定采、掘计划指标，确保采、掘计划的制定符合现场生产实际。 （四）机械化科人员要合理分析现场资源回收与安全的关系，督促区队在保证安全的前提下，努力提高资源回采率，要加强工作面验收，合理分配煤量；配备与煤层厚度相匹配的架型，研究提高支架加大采高的可能性，为合理开采和多回收煤炭资源创造条件；对采煤工作面加强技术管理，尽可能提高资源回采率。检查各采煤区队回采率完成情况，对出现丢煤的单位督促其采取积极、有效的措施，达到提高回采率的要求。 （五）生产技术科根据矿井接续安排合理调整掘进施工，确保矿井不出现集中施工或突击施工的现象，严格要求掘进单位按设计位置和层位施工，并对掘进单位施工巷道是否严格按设计位置和层位施工负责。 （六）地质测量科是煤炭资源、“三量”管理的主管监督部门,负责全矿回采率的测算和考核，对提高回采率或丢煤的单位和个人提出奖、罚意见。提供可靠的地质资料，因工作失误造成的不合理损失,由地质测量科负责。“三量”管理人员必须做到以下几点: 1、参加审查采区设计及采掘作业规程，编制和审查年季、月度生产计划及回采率计划，以便掌握矿井生产情况，对生产部门进行业务监督。 2、在生产阶段，做好三量平衡工作，及时掌握和检查矿井的采掘关系，根据《防范煤矿采掘接续紧张暂行办法》（煤安监技装〔2018〕23号）规定要求，开拓煤量、准备煤量和回采煤量分布不低于3年、
一、系统 …………３ 二、短路电流和短路容量计算 (6) 三、高爆开关整定计算 (12) 1、高爆开关计算原则 (12) 2、中央变电所高爆开关整定计算 (14) 3、采区变电所高爆开关整定计算 (19) 4、付井底变电所高爆开关整定计算 (22) 5、地面主井高压变电所整定计算 (24) 一、系统概况 1、供电系统简介 XXXXXXX开关站供电系统为单母线分段分列运行供电方式，由来集变电站（110/10KV）馈出两趟10 KV架空线路（来7板、来14板，架空线型号为LGJ-150 ）到宏达10KV开关站，通过此10KV宏达开关站分别供宏达矿和桧树亭两矿用电。 桧树亭煤矿井下供电采用双回路分列运行方式（电缆型号为：*70-528 /504米），分别在地面桧树亭开关站两段母线上（桧11板在Ⅰ段母线，桧4板在Ⅱ段母线），井下布置有1个中央变电所（14台高爆开关，其中3台高压启动器、12台高压馈电开关，其中11#为采区I回路，2#为采区II回路。4台KBSG干式变压器，容量分别为两台500KVA，两台100KVA）、1个采区变电所（7台高爆开关、4台KBSG干式变压器，容量分别为两台315KVA，
两台100KVA）。1个付井底变电所（5台高爆开关、2台KBSG干式变压器，容量分别为315KVA）。采区变电所、付井底变电所有两回路进线电源，采用分列供电，通过高压铠装电缆从中央变电所馈出线。局部扇风机实现“三专加两专”供电。全矿井下变压器总容量2660kVA，高压负荷3*280kW，最大启动电流10kV侧130A。负荷使用率。 2、10KV系统资料 ⑴、来集变电站主变压器 (2)井下变压器参数