Электроснабжение завода по производству огнеупоров - дипломная работа

Содержание

Введение

1. Основная часть. Проектирование электроснабжения завода

1.1 Технологический процесс производства

1.2 Исходные данные на проектирование

1.3 Проектирование электроснабжения механического цеха

1.3.1 Расчет электрических нагрузок механического цеха

1.4 Расчет силовой и осветительных нагрузок завода

1.4.1 Картограмма электрических нагрузок завода

1.5 Компенсация реактивной мощности и выбор числа цеховых трансформаторов

1.6 Определение потерь в цеховых трансформаторах

1.7 Расчет нагрузки синхронных двигателей

1.8 Выбор высоковольтной батареи конденсаторов

1.9 Технико-экономический расчет вариантов внешнего электроснабжения

1.10 Выбор оборудования и расчет токов короткого замыкания U>1кВ

1.10.1 Расчет суммарного тока КЗ

1.10.2 Выбор выключателей

1.10.3 Выбор трансформаторов тока

1.10.4 Выбор трансформаторов напряжения

1.10.5 Выбор выключателей нагрузки

1.10.6 Выбор силовых кабелей отходящих линий

1.11 Выбор оборудования для электроприемников цеха

1.11.1 Расчет токов короткого замыкания на U<1 кВ

1.12 Релейная защита и автоматика

1.13 Заземление и молниезащита ГПП

1.13.1 Расчет заземления ГПП

1.13.2 Расчет молниезащиты ГПП

2. Специальная часть. Автоматическое регулирование мощности конденсаторов

2.1 Общие сведения о компенсации реактивной мощности

2.2 Определение мощности батарей конденсаторов

2.3 Размещение конденсаторов и автоматизации их работы

3. Расчет для низковольтной батареи конденсаторов

4. Безопасность жизнедеятельности

4.1 Анализ условий труда в механическом цехе

4.2 Акустический расчет механического цеха

4.2.1 Определение допустимых уровней звукового давления L_доп для расчетных точек

4.2.2 Расчет зануления

4.3 Обеспечение пожаробезопасности рабочего процесса

4.3.1 Расчет количества огнетушителей

4.3.2 Разработка вопросов пожарной безопасности в цехах

4.3.3 Пожарная сигнализация

Вывод

Заключение

Список литературы

Введение

Основой рационального решения комплекса технико-экономических вопросов при проектировании электроснабжения современного промышленного предприятия является правильное определение ожидаемых электрических нагрузок. Определение электрических нагрузок является первым этапом проектирования любой системы электроснабжения. Значения электрических нагрузок определяют выбор всех элементов и технико-экономические показатели проектируемой системы электроснабжения. От правильной оценки ожидаемых нагрузок зависят капитальные затраты в системе электроснабжения, расход цветного металла, потери электроэнергии и эксплуатационные расходы. Ошибка при определении электрических нагрузок приводит к увеличению экономических и ухудшению технических показателей промышленного предприятия.

Также необходимо рассчитывать экономически и технически целесообразный объем реактивной мощности, потребляемый из энергосистемы и сделать правильный выбор средств компенсации, их мощности и места размещения. От этого также будет зависеть эффективность использования энергетических ресурсов и оборудования.

Для определения оптимального варианта схемы внешнего электроснабжения, параметров электросети и ее элементов, необходимо проведение технико-экономических расчетов. При этом необходимо произвести всесторонний анализ технических и экономических показателей. Только сопоставление и анализ всех технико-экономических показателей, характеризующих возможные варианты, позволяет провести выбор наилучшего решения. Следующим этапом расчетов является окончательное определение схемы электроснабжения и ее параметров, выбор необходимого электрооборудования, проводов и кабелей.

Большое внимание следует также уделять вопросам охраны труда и оценки экономической эффективности принимаемых решений.

1. Основная часть. Проектирование электроснабжения завода

1.1 Технологический процесс производства

Предприятие специализируется на изготовлении керамической плитки, санитарно-технической керамики, кислотоупоров и другой огнеупорной продукции. Технологический процесс производства включает следующие стадии: карьерные работы, подготовка глиняной массы, формирование изделий, сушку отформованных изделий, обжиг изделий и упаковку.

Добыча глины осуществляется в карьерах. Метод добычи должен быть увязан с мощностью пласта и характером залегания глин.

Транспортирование глины из карьера на завод осуществляется по-разному. Экономически выгодным и обеспечивающим бесперебойную подачу глины на завод считается рельсовый транспорт. Безрельсовый транспорт используется с учетом местных условий.

В зависимости от свойств исходного сырья и вида изготовляемой продукции подготовку глиняной массы осуществляют полусухим, пластическим и шликерным (мокрым) способами.

По первому способу сырьевые материалы после дробления на вальцах выдерживают в сушильном барабане (до остаточной влажности 6-8%), затем измельчают в дезинтеграторе, просеивают, увлажняют (до влажности 8-12%) и перемешивают. Полусухой способ подготовки глиняной массы используется при производстве плиток для облицовки стен, полов и др.

При пластическом способе подготовки глиняной массы исходное сырье дробят, тонко измельчают и увлажняют до получения однородной пластичной массы влажностью 8-22%. Этот способ применяется при производстве глиняного кирпича, керамических камней, черепицы, труб.

По шликерному способу подготовки глиняной массы высушенные сырьевые материалы измельчают в порошок и смешивают с водой до получения однородной массы - шликера, который используют для получения изделий способом литья (санитарно-технические изделия, декоративная керамика и др.) или после его сушки в распылительных башенных сушилках. Технология получения пресс-порошка в распылительных сушилках заключается в совмещении процессов обезвоживания, дробления и сепарации керамической массы. Обезвоживание ее в распылительных сушилках позволяет в 3,5 раза повысить производительность труда и в 1,5 раза сократить капитальные затраты на производство готовой продукции.

Формирование изделий осуществляется на прессах: при первом способе подготовки глиняной массы - гидравлических и механических, при втором - ленточных вакуумных или безвакуумных. Вакуумирование глины способствует повышению плотности изделий на 6-8% (прочность увеличивается на 30-40%) и снижению их водопоглощения.

Основными способами производства керамических стеновых материалов являются пластические для подготовки глиномассы и формирования изделий (рисунок 1).

Рисунок 1 - Схема технологического процесса производства керамических кирпича и камней по пластическому способу: 1 - приготовление глиняной массы; 2 - формование изделий; 3 - сушка отформованных изделий; 4 - обжиг высушенных изделий

При пластическом способе производства керамических изделий технологический процесс усложняется, однако создается возможность получать высокопустотные, укрупненные керамические стеновые материалы, при этом повышается качество изделий, их морозостойкость.

Сушка изделий - обязательная промежуточная стадия технологического процесса производства керамических изделий. Ускорение процесса сушки изделий достигается в сушилах периодического (камерных) и непрерывного (туннельных) действия.

Туннельный способ сушки является более прогрессивным по сравнению с камерным. Сушило представляет собой туннель длиной от 20 до 45 м, внутри которого уложены рельсы.

Продолжительность процесса сушки составляет от 24 часов до 3 суток. Изделия необходимо высушить, чтобы содержание влаги в них не превышало 5%, во избежание неравномерной усадки и растрескивания при обжиге.

Обжиг изделий производят в кольцевых и туннельных печах непрерывного действия. Туннельные печи экономичнее кольцевых в силу более высокого уровня механизации производства, а также лучшего использования тепловой энергии.

Туннельная печь - это туннель длиной от 60 до 230 м в зависимости от размеров обжигаемых изделий, шириной 3-5 м, высотой около 2 м. Условно печь делят на три зоны - подогрева, обжига и охлаждения, которые последовательно в течении 18-36 ч проходят вагонетки с кирпичом-сырцом.

При достижении максимальной температуры обжига изделия подвергаются изотермической выдержке для выравнивания температуры по всей их толще. Охлаждение их ведут очень медленно, постепенно снижая температуру до 500-600С. Производительность туннельных печей - до 500 млн шт. кирпича в год.

Обжиг является завершающей и ответственной стадией производства керамических изделий. Режим обжига определяет качество продукции, технико-экономические показатели производства (расход топлива, электроэнергии и др.). Например, суммарные затраты на обжиг достигают 35-40%, а потери от брака - почти 10% от себестоимости товарной продукции.

1.2 Исходные данные на проектирование

1. Схема генерального плана завода (лист 1)

2. Сведения об электрических нагрузках по цехам завода (таблица 1.1)

3. Питание может быть осуществлено от подстанции энергосистемы, на которой установлены два параллельно работающих трансформатора мощностью по 40 МВА, напряжением 115/37/10,5 кВ. Мощность системы 650 МВА, мощность короткого замыкания на шинах 115 кВ равна 880 МВА.

4. Расстояние от подстанции энергосистемы до завода 5,5 км.

5. Завод работает в две смены.

Таблица 1.1 - Электрические нагрузки по цехам завода

1.3 Проектирование электроснабжения механического цеха

Таблица 1.2 - Электрические нагрузки механического цеха

1.3.1 Расчет электрических нагрузок механического цеха

Расчет электрических нагрузок производится в таблице 1.3 "Расчет нагрузок по механическому цеху". Эта таблица является сводной как для подсчета силовых нагрузок по отдельным узлам питания, так и для шин ТП.

В рассматриваемом механическом цехе имеется два мостовых крана с ПВ=25%.

Необходимо привести установленную мощность кранов к ПВ=100%:

P_н =P_уст × ,(1.1)

для крана с ПВ-25%:

Р_н = P_н × =36,5× = 18,3 кВт.

Все электроприемники, присоединенные к определенному узлу питания, разбиваются на характерные группы, имеющие одинаковый режим работы (это ЭП с одинаковыми Ки и cos ).

Для каждой характерной группы указывается количество и мощность входящих в нее электроприемников, а для многодвигательного агрегата указывается количество и мощность входящих в него двигателей.

Наметим узлы питания: ШРА 1, ШРА 2, ШР.

Необходимо для каждой отдельной линии сделать выборку ЭП по группам А и Б.

К группе А относятся ЭП с переменным графиком работы.

К группе Б относятся ЭП длительного режима работы с постоянным графиком нагрузок.

Производим расчет электрических нагрузок и занесем результаты в таблицу 1.3

Основные используемые формулы:

Число m , которое используется для определения способа нахождения эффективного числа ЭП n _э , определяется по формуле

,(1.2)

где P_нмакс ; Р_нмин - номинальные активные мощности наибольшего и наименьшего ЭП в группе А.

Точное значение не требуется, достаточно определить m >3 или m £ 3.

Средняя активная нагрузка за наиболее загруженную смену для каждой характерной подгруппы ЭП определяется по формуле

Р_см =К_и ·Р_н , кВт (1.3)

где К_и - коэффициент использования;

Р_н - номинальная мощность электроприемников.

Средняя реактивная нагрузка на наиболее загруженную смену для каждой характерной группы ЭП определяется по формуле

Q_см = Р_см ·tg j , кВар (1.4)

где Р_см - средняя реактивная нагрузка на наиболее загруженную смену.

По полученным данным определяется средневзвешенное значение коэффициента использования по данному расчетному узлу

(1.5)

где SР_см - суммарное значение средней реактивной нагрузки за наиболее загруженную смену по данному расчетному узлу.

Далее необходимо подсчитать эффективное число ЭП n _э , для данного расчетного узла питания.

При m £3 эффективное число электроприемников принимается равным их фактическому числу n , т.е. n=n_э .

При m >3 и групповом коэффициенте К_и >0,2 эффективное число электроприемников определяется по формуле

(1.6)

Если средневзвешенный групповой коэффициент использования К_и <0,2 эффективное число ЭП определяется по справочникам, тогда расчет n_э производится в следующей последовательности.

Значение Р , рассчитано по формуле

, кВт(1.7)

Значение n , определяется по формуле

(1.8)

Значение , определяется по таблицам в зависимости от Р  и n .

Искомое значение эффективного числа электроприемников определяется

n_э =n_э ·n . (1.9)

Коэффициент максимума К_м определяется по таблицам в зависимости от n_э и К_и . Максимальная активная получасовая нагрузка от силовых электроприемников узла равна:

Р_м =К_м ·Р_см , кВт(1.10)

Максимальная реактивная получасовая нагрузка от силовых ЭП узла принимается равной при

n_э £10 Q_м =1,1×Q_см ;

n_э >10 Q_м = Q_см .

Для ЭП группы Б с практическим постоянным графиком нагрузки К_м принимается равным единице и максимальная электрическая нагрузка равна средней в наиболее загруженную смену: Р_см =Р_м и Q_м =Q_см .

Максимальная полная нагрузка расчетного узла питания определяется по формуле

, кВА(1.11)

Таблица 1.3 - Расчет нагрузок по механическому цеху

1.4 Расчет силовой и осветительных нагрузок завода

Расчет осветительной нагрузки при определении нагрузки предприятия производим упрощенным методом по удельной плотности осветительной нагрузки на квадратный метр производственных площадей и коэффициенту спроса.

По этому методу расчетная осветительная нагрузка принимается равной средней мощности освещения за наиболее загруженную смену и определяется по формуле:

Р_po =К_co ×Р_{уо ,} кВт(1.12)

Q_po =tg j _о ×Р_{ро ,} квар, (1.13)

где К _co - коэффициент спроса по активной мощности осветительной нагрузки;

tg j _о - коэффициент реактивной мощности, определяется по cos j ;

Р_уо - установленная мощность приемников освещения по цеху, определяется по удельной осветительной нагрузке на 1 м² поверхности пола известной производственной площади:

Р_уо = r _о ×F , кВт(1.14)

где F - площадь производственного помещения, которая определяется по генеральному плану завода, м² ;

r _ удельная расчетная мощность кВт/м² .

Все расчетные данные заносятся в таблицу 1.4 "Расчет осветительной нагрузки".

Расчет электрических нагрузок напряжением до 1 кВ по цехам завода производим методом упорядоченных диаграмм. Отдельной строкой по каждому цеху определяем силовые и осветительные нагрузки, затем суммированием находим полную мощность цеха. Результаты расчета силовых и осветительных нагрузок по цехам сведены в таблицу 1.6 "Расчет силовой нагрузки завода по производству огнеупоров напряжением 0,4 кВ".

Таблица 1.4 - Расчет осветительной нагрузки

1.4.1 Картограмма электрических нагрузок завода

Картограмма электрических нагрузок представляет собой графическое измерение электрических нагрузок по цехам. Она отображается на генплане в виде кругов в масштабе отображенных электрических нагрузок. В центре этих окружностей совпадают с центрами электрических нагрузок цехов.

В зависимости от структуры энергопотребления, картограмма может быть нанесена на генплан отдельно для активной и реактивной мощности, и отдельно для низковольтной и высоковольтной нагрузки.

Низковольтная нагрузка должна наглядно показывать долю осветительной нагрузки цеха, в котором изображается в виде сектора круга соответствующего цеха.

Площадь окружности в выбранном масштабе

P _см = π r ² ×m; (1.15)

r = /π ×m ; (1.16)

m = P _см /π × r ² ( 1.17)

где m - это масштаб для определения площади круга, который выбирается проектировщиками в зависимости от масштаба генплана и величины нагрузок предприятия.

Для изображения электрических нагрузок каждого цеха на картограмме в виде сектора круга необходимо определить угол сектора

α = P _{Р осв} / P _см ×360(1.18)

Таблица 1.5 - Картограмма электрических нагрузок завода

Таблица 1.6 - Расчет силовых нагрузок завода напряжением U = 0,4кВ

1.5 Компенсация реактивной мощности и выбор числа цеховых трансформаторов

Правильное определение числа и мощности цеховых трансформаторов, возможно только путем технико-экономических расчетов, с учетом следующих факторов: категории надежности электроснабжения потребителей, компенсации реактивных нагрузок на напряжении до 1кВ, перегрузочной способности трансформаторов в нормальном и аварийном режимах; шага стандартных мощностей; экономичных режимов работы трансформаторов в зависимости от графика нагрузки.

Данные для расчета:

Р_p0,4 = 7805кВт;

Q_p0,4 = 5801 кВар;

S_p0,4 = 9725 кВА.

Завод по производству огнеупоров относится ко II категории потребителей, завод работает в две смены, следовательно, коэффициент загрузки трансформаторов К_зтр =0,8. Принимаем трансформатор мощностью S_нт =1000 кВА.

Для каждой технологически концентрированной группы цеховых трансформаторов одинаковой мощности минимальное их число, необходимое для питания наибольшей расчетной активной нагрузки, рассчитывается по формуле

(1.19)

где Р _{р 0,4} - суммарная расчетная активная нагрузка;

К_з - коэффициент загрузки трансформатора;

S_нт - принятая номинальная мощность трансформатора;

DN - добавка до ближайшего целого числа.

Экономически целесообразное число трансформаторов определяется по формуле

N _{т. э} = N _min + m , (1.20)

где m - дополнительное число трансформаторов;

N _{т. э} - определяется удельными затратами на передачу реактивной мощности с учетом постоянных составляющих капитальных затрат З ^* _п/ст .

З ^* _п/ст = 0,5; К_з = 0,8; N _min = 11; DN = 0,24. (1.21)

Тогда из справочника по кривым определяем m , для нашего случая m =1, значит N _{т. э} = 10+1=11 трансформаторов.

По выбранному числу трансформаторов определяют наибольшую реактивную мощность Q ₁ , которую целесообразно передать через трансформаторы в сеть напряжением до 1 кВ, по формуле:

(1.22)

Рисунок 1.1

Из условия баланса реактивной мощности на шинах 0,4 кВ определим величину Q_{нбк 1}

Q_{нбк 1} +Q₁ =Q_{р 0,4,} (1.23)

то

Q_{нбк 1} = Q_{р 0,4} - Q₁ =5801 - 4064,7= 1736 кВар (1.24)

Дополнительная мощность Q_нбк2 НБК для данной группы трансформаторов определяется по формуле

Q_{нбк 2} =Q_{р 0,4 -} Q_{нбк 1} - ×N_{т э} ×S_нт

Принимаем Q_нбк2 =0.

Определим мощность одной батареи конденсаторов, приходящуюся на каждый трансформатор

(1.25)

Выбираем конденсатор УКЛН-0,38-200-50УЗ.

На основании расчетов, составляется таблица 1.7 - Распределение нагрузок цехов по ТП, в которой показано распределение низковольтной нагрузки по цеховым ТП.

Таблица 1.7 - Распределение низковольтной нагрузки по цеховым ТП

1.6 Определение потерь в цеховых трансформаторах

Выбираем трансформаторы ТМЗ-1000-10/0,4

U_в =10 кB, U_н =0,4 кB, DP_хх =2,1 кВт, DP_кз =11,6кВт, I _хх =1,4%, U_кз =5,5%(1.26)

1) для ТП1, ТП2: (Кз =0,77; N =4)

DР_т = DР_хх +Кз ² ×DР_кз , кВт(1.27)

DР_т = (2,1+11,6×0,77² ) ×4 = 35,9 кВт

DQ_т = 0,01× (DI_хх ×S_н +Кз ² ×U_кз ×S_н ), кВар

DQ_т = 0,01× (1,4×1000+5,5×1000×0,77² ) ×4 = 186,4 кВар

2) для ТП3, ТП4: (Кз =0,78; N =4)

DР_т = (2,1+11,6×0,78² ) ×4 = 36,6 кВт

DQ_т = 0,01× (1,4×1000+5,5×1000×0,78² ) ×4 = 189,8 кВар

3) для ТП5, ТП6: Кз=0,8; N=3

DР_т = (2,1+11,6×0,8² ) ×3 = 28,6 кВт

DQ_т = 0,01× (1,4×1000+5,5×1000×0,8² ) ×3 = 147,6 кВар

Суммарные потери в трансформаторах:

ΣР _1-11 =35,9 +36,6 +28,6 = 101,1 кВт

ΣQ _1-11 =186,4 +189,8 + 147,6 = 523,9 кВар

Результаты сведем в таблицу 1.8

Таблица 1.8

1.7 Расчет нагрузки синхронных двигателей

Исходные данные:

Р_{н СД} =630 кВт; cos j = 0,9 tg j = 0,48;

N_СД = 10; к _з = = 0,85.(1.28)

Определим расчетные активные и реактивные мощности для СД:

Р _{р СД} = Р _{н СД} ×N_СД ×к _з , кВт;(1.29)

Р _{р СД} =630 × 10 × 0,85 = 5355 кВт;

Q _{р СД} = Р _{р СД} ×tg j , кВар;

Q _{р СД} = 5355× 0,48 = 2570,4 кВар

1.8 Выбор высоковольтной батареи конденсаторов

Рисунок 1.2

Составим схему замещения, показанную на рисунке 1.2

Определим неизвестные компоненты.

Резервная мощность Q_рез необходима для послеаварийного режима (10-15% берется из энергосистемы).

Она не используется постоянно, только в критических случаях.

Q_рез =0,1 ×ΣQ_расч , кВар; (1.30)

Q_рез =0,1× (Q_р0,4 +ΔQ_т ) =0,1×6324,9=632,4 кВар. (1.31)

Мощность, поступающая от энергосистемы:

Q_э =0,23 ×ΣP_р =0,23 × (P_р0,4 +ΔP_т +P_сд )

Q_э =0,23 × (7805+101,1+5355) =3050 кВар. (1.32)

Теперь, зная величины всех реактивных мощностей можем составить баланс реактивной мощности:

Q_ВБК =Q_р0,4 +ΔQ_т +Q_рез -Q_э - Q_сд = 5801+523,9-632,4-3050-2570,4= 72,1 кВар

Так как Q_ВБК < 200, то ВБК не выбираем.

Уточненный расчет электрических нагрузок по заводу приведен в таблице 1.9

Таблица 1.9 - Уточненный расчет нагрузок по заводу

1.9 Технико-экономический расчет вариантов внешнего электроснабжения

Рисунок 1.3 - Схема подстанции энергосистемы

Питание может быть осуществлено от подстанции энергосистемы, на которой установлены два параллельно работающих трансформатора мощностью по 40 МВА, напряжением 115/37/10,5 кВ. Мощность системы 650 МВА, мощность короткого замыкания на шинах 115 кВ равна 880 МВА. Расстояние от подстанции энергосистемы до завода 5,5 км. Завод работает в две смены. Стоимость электроэнергии С = 6,4 тг/кВтч.

Для технико-экономического сравнения вариантов электроснабжения завода рассмотрим три варианта представленных на рисунке 1.3:

Рисунок 1.4 - Первый вариант схемы внешнего электроснабжения

Выбираем электрооборудование по первому варианту.

1. Выбираем трансформаторы ГПП:

От энергосистемы идет полностью активная мощность Р и часть реактивной мощности Q_э :

(1.33)

Примем два трансформатора мощностью 10000 кВА.

Коэффициент загрузки:

(1.34)

Коэффициент загрузки 2-х трансформаторной подстанции II категории должен быть не более Кз = 0,85, следовательно примем трансформаторы типа ТДН-10000/110.

Паспортные данные трансформатора: тип трансформатора ТДН-10000/110, S_н =10000 кВА, U_вн =115кВ, U_нн =11 кВ, DР_хх =14кВт, DР_кз =58кВт, u_кз =10,5%, I_хх =0,9%

Потери мощности в трансформаторах:

активной:

кВт(1.35)

реактивной:

DQ_ТГПП =0,02× (I_хх ×S_н +U_кз ×S_н ×Кз ² ) (1.36)

DQ_ТГПП = 0,02× (0,9 × 10000 + 10,5 × 10000 × 0,67² ) = 1123 кВт.

Потери энергии в трансформаторах.При двухсменном режиме работы:

Т_вкл =4000ч. Т_макс =4000ч.,(1.37)

тогда время максимальных потерь:

(1.38)

Потери электроэнергии в трансформаторах ГПП:

ΔW =2× (ΔP_хх ×T_вкл +ΔP_кз ×τ ×K_з ² )

ΔW =2 × (14 × 4000 + 58 × 2405 × 0,67² ) =237541 кВт·ч

2. ЛЭП-110 кВ

Полная мощность, проходящая по ЛЭП:

(1.39)

Расчетный ток, проходящий по одной линии

(1.40)

Ток аварийного режима:

I_а =2×I_р =2×33,9=67,8 А(1.41)

Выбор сечения ЛЭП:

1) по экономической плотности тока

(1.42)

где I_р =33,9 А расчетный ток линии;

j =1,1 А/мм² экономическая плотность тока для Казахстана;

2) по условию потерь на "корону" для напряжения 110кВ минимальное сечение провода F =70 мм² и допустимый ток для провода АС -70, I_доп =265А;

3) проверим выбранные провода по допустимому нагреву, при расчетном токе I_доп =265А>I_р =33,9 А;

4) проверяем выбранные провода режиме перегрузки: коэффициент перегрузки К_п =1,3; следовательно допустимый аварийный ток равен:

I _{доп ав} =1,3×I _доп =1,3×265=344,5 A>I _ав =67,8 A(1.43)

(1.44)

Определим потери электроэнергии в ЛЭП:

,(1.45)

где R =r₀ ×L =5,5×0,46=2,53 Ом,

r₀ =0,46 Ом/км - удельное сопротивление сталеалюминевого провода сечением 70 мм² , L =5,5 км - длина линии.

Выбор коммутационной аппаратуры на напряжение U =110 кВ.

Перед выбором аппаратов составим схему замещения (рисунок 1.5) и рассчитаем ток короткого замыкания в относительных единицах.

Рисунок 1.5

Расчет I_{кз (} в о. е).

S_б =1000 МВА; S_кз =880МВА; U_б =115кВ. (1.46)

х_с = S_б / S_кз = 1000/880=1,14 о. е., (1.47)

( 1.48)

(1.50)

(1.49)

1) Выключатели В1, В2, В3, В4.

Выбираем выключатель МКП-110Б-630-20У1

2) Разъединитель

Принимаем разъединитель РНДЗ-110/1000У1

Iном =1000А >Iав =67,8 А; Iпред = 80 кА> i_y = 9,97кА;

Iтерм = 31,5кА> Ik =3,93 кА;

Цена= 7,435 тыс. у. е

3) Ограничители перенапряжения ОПН

Выбираем ОПНн-110-420-77-10 УХЛ1.

Расчет затрат по первому варианту схемы электроснабжения. Затраты на выключатели В1, В2, В3, В4:

К_{В1, В2, В3, В4} = N·К_В , (1.51)

где N - количество выключателей; К_В - стоимость выключателя.

К_{В1, В2, В3, В4} = 4×20,130= 80,520 тыс. у.е.

Затраты на ЛЭП на двухцепной железобетонной опоре:

К_ЛЭП = L ×К_уд ,.(1.52)

где L - длина линии;

К_уд = 25,500 у. е. /км, стоимость 1 км ЛЭП.

К_ЛЭП =5,5×25,500=140,250 тыс. у. е.

Затраты на тр ГПП:

К_{тр ГПП} = N ·Ктр , (1.53)

где N - число трансформаторов;

К_тр - стоимость трансформатора.

К_{тр ГПП} =2×48=96 тыс. у. е.

Затраты на разъединители:

К_раз = N ·Краз , (1.54)

где N - количество разъединителей; К_раз - стоимость разъединителя.

К_раз =11×7,435= 81,875 тыс. у. е.(1.55)

Затраты на ОПН:

К_опн = N ·К_опн ,

где N - количество ОПН; К_опн - стоимость ОПН.

К_опн =2×1,8= 3,6 тыс. у. е.(1.56)

Суммарные затраты на оборудование первого варианта:

К _Σ1 =К_ВЫК +К_ЛЭП +К_разъед +К_опн +К_{т гпп}

К _Σ1 =80,52+140,25+81,78+3,6+96 = 402,15 тыс. у. е. .

Определим издержки. Издержки на эксплуатацию ЛЭП:

И_{экс ЛЭП} =0,028×К_ЛЭП =0,028×140,25=3,93 тыс. у. е. (1.57)

Издержки на эксплуатацию оборудования:

И_{экс об} =0,03×К_об =0,03×261,9=7,86 тыс. у.е. (1.58)

где К_об -суммарные затраты без стоимости ЛЭП.

Амортизационные издержки на ЛЭП:

И_{а ЛЭП} =0,028×К_ЛЭП =0,028×140,25=3,93 тыс. у. е. (1.59)

Амортизационные издержки на оборудование:

И_{а об} =0,063×К_об =0,063×261,9=16,5 тыс. у. е. (1.60)

Стоимость потерь электроэнергии

Ипот =Сo × (Wтргпп + Wлэп ) =0,05× (237541 +41955) =13,974 тыс. у. е., (1.61)

где Сo = = 0,05 y. e. /кВт×ч(1.62)

Суммарные издержки:

И _Σ1 =Иа +Ипот +Иэ ,

И _Σ1 =3,93+16,5+13,97+3,93+7,86=46,2 тыс. у. е.(1.63)

Приведенные суммарные затраты:

З_I =0,12×К _Σ1 + И _Σ1 =0,12×402,15+46,2= 94,5 тыс. у. е.

Второй вариант

Рисунок 1.6 - Второй вариант схемы внешнего электроснабжения.

Выбираем электрооборудование по II варианту

1. Выберем трансформаторы ГПП.

Выбираем два трансформатора мощностью 10000 кВА.

Коэффициент загрузки К_з = 0,67.

Паспортные данные трансформатора: тип трансформаторара ТДНС-10000/35, номинальная мощность S_н =10000 кВА, U_вн =35кВ, U_нн =10,5 кВ,

DР_хх =12кВт, DР_кз =60кВт, u_кз =8%, I_хх =0,75%

Потери мощности в трансформаторах:

Активной

Реактивной

ΔQ _т =

Потери энергии в трансформаторах. При двухсменном режиме работы Т_вкл =4000 ч. Т_макс =4000 ч., тогда время максимальных потерь: τ =2405 ч. Потери электроэнергии в трансформаторах:

ΔW =2 × (ΔP _{х х} ×T _вкл +τ ×ΔP _кз × (К_з ) ² = 2× (12×4000+60×2405×0,67 ² ) =225870 кВт×ч.

2. ЛЭП-35кВ. Полная мощность, проходящая по ЛЭП

=

Расчетный ток, проходящий по одной линии

I_р =

Ток аварийного режима

I_ав =2×I_р =2×106,1=212,2 А

Выбор сечения ЛЭП

1) по экономической плотности тока

мм^2,

где I_р =106,1 А расчетный ток линии,

j - экономическая плотность тока;

j =1,1 А/мм² при Т_м =3000-5000 ч и алюминиевых проводах.

Принимаем по экономической плотности тока провод АС -70, I_доп =265А.

2) проверим выбранные провода по допустимому нагреву:

при расчетном токе

I_доп =265А>I_р =106,1 А

3) коэффициент перегрузки К_п =1,3 при аварийном токе

I _{доп ав} =1,3×I _доп =1,3×265=345 A>I _ав =212,2 A

Определим потери электроэнергии в ЛЭП-35:

ΔW_ЛЭП = = ,

где R = r ₀ ×l , где r ₀ =0,46 Ом/км удельное сопротивление сталеалюминевого провода сечением 70 мм² ; l =5,5 - км длина линии.

Трансформатор энергосистемы. На подстанции энергосистемы расположены два трехобмоточных трансформатора ТДТН - 40000/110/37/10,5.

Паспортные данные: тип трансформатора ТДТН-40000/110, номинальная мощность

S_н =40000 кВА, U_вн =115кВ, U_сн =38,5кВ, U_нн =11 кВ,

DР_хх =39кВт, DР_кз =200кВт, u_кз =10,5%, I_хх =0,6%(1.64)

Коэффициент долевого участия завода мощности трансформатора системы

γ =

Долевым участием в потерях D Р и D Q пренебрегаем. Потери электроэнергии в трансформаторах энергосистемы

ΔW =2× (ΔP _хх ×T _вкл +τ ×ΔP _кз × (К_з ) ² = 2× (39×4000+200×2405×0,17 ² ) =339802 кВт×ч

Выбор коммутационной аппаратуры на напряжение U = 35 кВ.

Расчет токов КЗ проведем в относительных единицах. Схема замещения представлена на рисунке 1.7. В качестве базисных величин принимаем мощность S_б =1000 МВА и напряжение U_б =37 кВ, S_кз =880 MBA, тогда базисный ток будет:

Сопротивление системы

Сопротивление трансформатора

= о. е.

Сопротивление ЛЭП

о. е.

S_К-1 = U_б I_К-1 = × 37 × 6,4=409,7 кВА;

i_У1 = × К_У × I_К-1 = × 1,8 × 6,4=16,3 кА

S_К-2 = U_б I_К-1 = ×37 ×4,2 = 268,8 кВА;

i_У2 = ×К_У ×I_К-1 = ×1,8 ×4,2 = 10,7Ка

Рисунок 1.7

1) Выключатели В1, В2

Выключатели выбираем по аварийному току трансформаторов системы.

Принимаем, что мощность передаваемая через трансформатор по двум вторичным обмоткам трансформаторов распределена поровну (по 50%), поэтому:

Sав тр сист =2×20=40 МВА

Iав =Sав /1,73×U н=40×1000/1,73×37=624,9 А,

Ip =Iав /2=312,45 А

Выбираем выключатели типа МКП-35-630-20У1.

Проверка выбранных выключателей:

Коэффициент долевого участия завода в стоимости выключателей В1 и В2:

2=

2) Секционный выключатель В3:

I_В3 = I_АВ /2 =312,45 кА

Принимаем выключатель МКП-35-630-20У1.

Проверка выбранного выключателя:

Коэффициент долевого участия завода в стоимости выключателя В3:

3=

3) Выключатели В4, В5, В6, В7: I _{ав ЛЭП} =212,2 А

Принимаем выключатель МКП-35-630-20У1.

Проверка выбранного выключателя:

4) Разъединитель

Принимаем разъединитель типа РНДЗ.1-35/1000 У1.

5) Ограничители перенапряжения. Выбираем ОПНп-35/400/40,5-10 УХЛ1

Расчет затрат по второму варианту схемы электроснабжения. Суммарные затраты на оборудование второго варианта:

К _Σ2 = γ К_{В1, В2} + γ К_В3 +К_{В4, В5, В6, В7} +К_ЛЭП +К_опн +К_раз + γ К_тр-ра +К_{т гпп} , тыс. у. е.

Затраты на выключатели В1 и В2:

К_{В1, В2} =2×γ ×Кв =2×0,33×12,15=8,02 тыс у. е.

Затраты на выключатель В3:

К_В3 =γ ×Кв =0,16×12,15=1,94 тыс у. е.

Затраты на выключатели В4, В5:

К_{В4, В5, В6, В7} =4×Кв =4×12,15=48,6 тыс у. е.

Затраты на ЛЭП:

К_уд = 27,3 тыс. у. е. /км, К_ЛЭП = l×К_уд = 5,5×27,3 = 150,2 тыс у. е.

Затраты на трансформаторы подстанции энергосистемы:

К_ат = 2×γ ×Ктр = 2×0,16×94,4=30,2 тыс у. е.

Затраты на трансформаторы ГПП:

К_{т гпп} = 2×43 = 86 тыс у. е.

Затраты на ОПН:

К_опн = 2×0,5 = 1 тыс у. е.

Затраты на разъединители:

К_{раз 1-4} = 4×γ × К_раз = 4×0,21×3,5 = 2,94 тыс у. е.

К_{раз 5-6} = 2×γ × К_раз = 2×0,11×3,5 = 0,77 тыс у. е.

К_раз = 11×3,5= 38,5 тыс у. е.

S К_раз = 2,94+0,77+38,5 = 42,2 тыс у. е.

Суммарные затраты:

К _Σ2 =8,02+1,94+48,6+150,2+1+42,2+30,2+86 = 368,2 тыс. у. е.

Суммарные издержки на оборудований второго варианта

SИ ₂ =И_а +И_потери +И_э , тыс. у. е.

Издержки на эксплуатацию ЛЭП:

И_{экс ЛЭП} =0,028×К_ЛЭП =0,028×150,2 = 4,2 тыс у. е.

Амортизация ЛЭП:

И_{а ЛЭП} =0,028×К_ЛЭП =0,028×150,2 = 4,2 тыс у. е.

Издержки на эксплуатацию оборудования:

И_{экс об} =0,03×К_об =0,03×235,3= 7,06 тыс у. е.,

где К_об -суммарные затраты без стоимости ЛЭП.

Амортизация оборудования:

И_{а об} =0,063×К_об =0,063×235,3=14,8 тыс у. е.

Стоимость потерь:

И_пот =Сo × (Wтргпп+ Wлэп + Wтр. эн. системы ) = = 0,05× (225870+339802+410977) =48,832 тыс. у. е.

Суммарные издержки:

И _Σ2 =4,2+14,8+4,2+7,06+48,8 =79,1 тыс у. е.

Приведенные суммарные затраты:

З =0,12×К _Σ2 + И _Σ2 =0,12×368,2+79,1= 123,3 тыс у. е. /год.

Третий вариант

Рисунок 1.8 - Третий вариант схемы внешнего электроснабжения

Выбираем электрооборудование по III варианту.

1. ЛЭП -10 кВ

Полная мощность, проходящая по ЛЭП:

Расчетный ток, проходящий по одной линии:

I_р =

Ток аварийного режима:

I_ав =2×I_р =2×369,2=738,4А

Выбор сечения ЛЭП:

1) по экономической плотности тока

мм^2,

где I_р =369,2 А расчетный ток линии

j - экономическая плотность тока;

j =1,1 А/мм² .

Для ЛЭП 6-10 кВ максимальное сечение воздушных линий по ПУЭ F =120мм² . Примем два провода АС-120 с I_доп =380А в каждой.

2) проверим выбранные провода по допустимому нагреву:

при расчетном токе

I_доп =N· I_доп =2×380=760 A;

I_доп I_р 760А335А.

3) проверим выбранные провода по аварийному режиму:

коэффициент перегрузки К_п =1,3, следовательно допустимый аварийный ток равен:

I_{доп ав} =1,3×I_доп =1,3×760=988 A, I_{доп ав} I_ав